1、1902运巷掘进工作面作业规程掘进工作面作业规程矿 别： 康城矿业公司工作面名称： 1902运巷施 工单 位： 掘 进 区编 制： 李 鹏 雷编 号： KC-JJ-01 1902运巷掘进工作面作业规程审批：掘进区： 通风区： 生产科（开掘）： 生产科（调度）： 生产科（机电）： 安监科： 技术科： 安全副总： 开掘副总： 机电矿长： 安全矿长： 生产矿长： 总工程师： 编制： 2009-09-29目 录第一章 概况 第一节 概述 第二节 编写依据 第二章 地面相对位置及地质情况 第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况 第二节 煤（岩）层赋存特征 第三节 地质构造 第四节 水文地质 第三章 巷道
2、布置及支护说明 第一节 巷道布置 第二节 矿压观测 第三节 支护设计（参数） 第四章 施工工艺 第一节 施工方法 第二节 爆破作业 第三节 转载与运输 第四节 管线与轨道铺设 第五章 生产系统 第一节 通风 第二节 压风 第三节 瓦斯防治 第四节 综合防尘 第五节 防灭火 第六节 安全监控 第七节 供电 第八节 排水 第九节 运输 第六章 劳动组织及主要技术经济指标 第一节 劳动组织 第二节 循环作业 第三节 主要经济技术指标 第七章 安全技术措施 第一节 一通三防 第二节 顶板 第三节 爆破 第四节 防治水 第五节 机电 第六节 运输 第七节 开口安全技术措施 第八节 过断层、老空、老巷及破
3、碎带措施.第九节 其他.第八章 灾害应急措施及避灾路线 第一章 概况第一节 概述根据设计该巷道为1902回采工作面运巷，主要承担1902回采工作面运煤、运料。布置在煤层中，沿煤层顶板掘进。付1902运巷平面布置图：第二节 编写依据依据技术科提供的 1902工作面掘进地质说明书 编写。第二章 地面相对位置及地质情况第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况1902工作面位于181皮带下山北翼上部，掘进煤层为9号煤。本区东部为1904设计工作面，南部为181皮带和轨道下山，西部为北翼总回风巷，北部为下组煤二采区。工作面南北走向长1000米，倾向宽95米，面积88200 m2,标高-10-35米。地表为
4、山谷及坡地，地面标高144164米，没有被保护建筑物。第二节 煤（岩）层赋存特征1、煤层厚度根据附近巷道和钻孔揭露，工作面中南部煤层厚度一般在1.72.65米，平均2.23米。工作面中北部煤层顶板受火成岩侵入影响，煤层厚度变化较大，一般厚度1.32.3米，平均1.9米，紫4孔揭露煤层厚度仅有0.59米。工作面平均煤厚2.06米。煤层含23层夹矸，岩性为炭质页岩，层厚0.020.1米。局部煤层可能受火成岩侵入变薄，但火成岩侵入位置、范围有待查明。2、煤层顶底板9号煤层直接顶板为粉砂岩，局部为下架灰岩。粉砂岩，灰黑色，具水平层理，平均1.93米；下架灰岩,灰黑色，含动物化石，质不纯，分布不稳定，层
5、厚1.0米左右；其上为8号煤，煤层厚度0.31.29米，平均0.7米，分布较稳定。8号煤顶板大青灰岩，灰色，厚层状，岩溶裂隙发育，含海生动物化石，分布比较稳定，为主要含水层，层厚5.0米。工作面北部火成岩沿9号煤顶板侵入，对煤层破坏较严重，甚至部分煤层被吞蚀，火成岩层厚03.5米。9号煤层直接底板为灰色铝土质泥岩，较软，含铝土质及植物化石，具水平层理，层厚7.8510米，南部厚北部较薄，平均8.5米左右；老底为H1火成岩，灰色，以长石，角闪石为主，具斑晶结构，含少量暗色矿物，岩层内裂隙发育，分布较普遍，为下组煤开采主要含水层，H1火成岩分两层，上层厚度37.643.0米，平均层厚40.3米。下
6、层厚度24.652.3米，平均38.4米，两层相隔11.0615.0米，平均13.03米，上层含水丰富。附，综合柱状图见地质说明书第三节 地质构造1902工作面掘进范围内为波浪型宽缓的褶曲构造，煤层产状变化较大，南部和北部为向斜构造，中部为背斜构造，向、背斜轴倾伏方向为南东，基本上与工作面垂直。南部向斜南翼煤（岩）层走向37，倾向127，倾角在1120，向斜北翼及背斜南翼煤（岩）层走向48，倾向138，煤层倾角1018，背斜北翼及北部向斜南翼煤（岩）层走向30，倾向120，煤层倾角1222。北部向斜北翼煤（岩）层走向73，倾向163，煤层倾角18左右。工作面煤层总体走向走向45，倾向135，煤
7、层倾角15。在下组煤总回风巷与181皮带下山掘进期间，揭露小断层较多，根据断层落差和发育方向预计f1、f2两条断层对工作面掘进有影响， f1断层位于回风上山与总回风巷交叉口处， f2断层位于皮带下山176米处。两条断层均向工作面方向延伸，预计巷道掘进期间会受其影响，掘进方向断层对盘均为上升盘，由于掘进层位下距H1火成岩含水层仅有10米左右，断层落差8米，巷道底板接近H1火成岩或者巷道直接揭露H1火成岩均有可能造成火成岩水涌出。根据上部2号煤开采揭露的地质情况分析，巷道掘进中还可能揭露一些小断层，为防止H1火成岩水突然涌出，巷道掘进期间必须先探后掘。火成岩侵入：根据附近钻孔及总回风巷揭露，190
8、2工作面内火成岩对9号煤的破坏程度很大。8309和紫4钻孔揭露9号煤顶板均为H2火成岩；总回风巷掘进时号煤顶板有H2火成岩侵入；181皮带下山在1902工作面巷道开口处H2火成岩位于大青煤层；1902工作面内H2火成岩从南到北由号煤层侵入到号煤顶板，侵入范围及层位不定，对号煤层破坏较严重，巷道掘进时注意观测并采取过火成岩措施。第四节 水文地质1、含水层影响9号煤层开采的含水层有奥陶系灰岩含水层（简称奥灰水）、本溪灰岩及H1火成岩含水层、大青灰岩含水层、伏青灰岩含水层等，各含水层特征及对开采影响叙述如下：（1）、奥陶系灰岩含水层奥陶系灰岩主要岩性为深灰色、灰色、青灰色、浅灰色厚层至中厚层灰岩，致
9、密，局部岩性为白云质灰岩，石膏层发育，厚度约580余米。岩溶裂隙和溶洞发育；断层、褶皱构造发育，局部火成岩大规模侵入。上距9号煤底平均49.3m。单位涌水量q= 0.00816.49 L/s.m，平均q=5.387 L/s.m，一般q=27L/s.m；渗透系数为K=0.00113.0 m/d，一般K=2.54.0 m/d，平均3.159 m/d。水质类型SO4HCO3CaMg型。奥陶系灰岩水的主要补给来源是井田南部露头接受大气降水补给，其次为北部河流的补给，主要有南部拐头山补给区及北部北洺河补给区。区域总体径流方向由南向北，径流区内径流条件差异较大，依据地质构造分布以及富水性等，本区域奥灰地下
10、水系统分成三个区，一个主径流区、一个弱径流区、一个滞流区。本采区位于主径流区北部狭窄排泄区。原奥灰观测孔网已经损坏，现井下有三个观测孔，+23m水平观测孔（新水观1），水位+28.0m（2009年3月）左右。北风井总回风巷+8m水平（新水观6），水位+31.2m（2008年6月）。181车场（新水观7），水位+30米。估计北部边界水位为+35.0米。奥灰水对本工作面掘进没有直接影响，但其影响主要是通过断层带，陷落柱等构造导水带，所以，掘进中要加强构造探测。（2）、本溪灰岩与H1火成岩含水层本溪灰岩位于奥灰上部，层厚4.18.07m，平均6.39m。下距奥灰1.23.3米，平均2.11。H1火成
11、岩侵入于下架煤底至奥灰顶之间，H1火成岩分两层，上层厚度37.643.0米，平均层厚40.3米。下层厚度24.652.3米，平均38.4米。两层相隔11.06.米，平均.米。上距9号煤7.8510m，平均8.9m。H1火成岩在本采区普遍分布，与本溪灰岩接触形成统一的含水层，奥灰水通过北部断层侧向补给，在临泉村一带，该火成岩分为两层，顶层火成岩富水性较强，目前水位标高+7.5米。康城矿北风井沿此层开掘，揭露水量资料为：揭露标高30m时涌水量150m3/h，15m时涌水量180200m3/h，8m时涌水量300m3/h。2008年6月对H1火成岩进行了放水试验，试验结果表明，H1火成岩裂隙发育，富
12、水性强且富水不均匀；其导水性存在明显的非均质性和各向异性，主渗透方向与构造展布方向一致，浅部为近北东向，深部为近东西向；由于H1火成岩处在9号煤层底板采动破坏范围之内，只有将该含水层水位疏降至开采标高以下，才能避免底板突水事故的发生，从而实现安全开采。（3）、大青石灰岩及H2火成岩含水层大青灰岩为深灰、灰色，南部质较纯，北部厚层状质不纯的灰岩，厚5.657.4m，平均5.3m，分布稳定，岩溶裂隙发育。为8号煤顶板。下距9号煤1.67.3m，平均5.7米H2火成岩侵入于大青灰岩与9号煤层之间，本面北部厚，南部较薄。1902工作面位于采区上部，火成岩厚度110m，平均5.2m。H2火成岩裂隙发育，
13、可与大青灰岩视为一个含水层，富水性中等，单位涌水量为q=0.0110.72 L/s.m，平均q=0.238 L/s.m，渗透系数K=0.02951.131m/d，平均K=0.642 m/d。水质类型属SO4HCO3CaMg型水。下组煤工程开发后揭露大青及H2火成岩含水层，发现本含水层在本区域内基本上以静储量为主，目前已基本疏干，但不排除在小断层附近裂隙内可能有少量贮存。本层含水层对本工作面掘进有一定影响。（4）、中青及小青灰岩中青灰岩，浅灰色，性脆坚硬，含动物化石，裂隙大多为方解石充填，层厚0.41.6米，平均1.0米。下距9号煤19.0米。小青灰岩，灰黑色，结构致密裂隙发育方解石充填，分布稳
14、定，层厚0.82.4米，平均1.29米，下距9号煤35米左右。两层灰岩含水量较小没有补给来源，-100运输大巷揭露中青灰岩，涌水量仅有5m3/h左右，在很短的时间内已经疏干。上述含水层为弱含水层且距9号煤较远，对本工作面掘进无大影响。（5）、伏青灰岩及H3火成岩含水层伏青灰岩为深灰色，厚层状，岩溶裂隙发育，分布稳定，厚度3.508.00米，平均5.00米；下距9号煤48米。H3火成岩侵入到小青煤底界至伏灰岩顶界，厚0.918.00米，平均9.5米。该含水层富水性强，单位涌水量为0.1570.88L/S.m,平均0.512 L/S.m；渗透系数为3.65110.01m/d，平均6.335 m/d
15、。井下巷道揭露水量正常5080米3/时，最大300米3/时。含水层水质类型属HCO3SO4-CaMg型。由于目前没有该含水层观测孔，其具体水位无准确数据，但根据127石门堵水墙内伏灰涌水水压0.8Mpa，推测本采区伏灰含水层水位大致在-60米上下。1902工作面最低标高-40米，水位低于工作面标高，对工作面掘进无影响。2、隔水层 （1）、9号煤顶到大青灰岩底，有下架灰岩、泥岩、火成岩、大青煤组成一组顶板隔水层。下架灰岩，灰黑色，含动物化石，质不纯分布不稳定，方解石脉较多，含水量小，层厚01.1米，平均0.45米。灰黑色泥岩，具水平层理，局部含植物化石，层厚1.32.1米，平均1.6米。火成岩，
16、灰白色，以长石，角闪石为主，具斑晶结构，含少量暗色矿物，层厚110米，平均5.2米。大青煤，可采煤层，分布较稳定，但局部火成岩沿顶板或底侵入，对煤破坏较严重，甚至部分煤层被吞蚀，层厚0.451.2米，平均0.6米。（2）、大青灰岩顶到小青灰岩底，有泥岩、中青灰岩、粉砂岩、火成岩、细沙岩、小青煤、泥岩、小青小煤组成一组底板隔水层，层厚23.6737.27米，平均29.78米。粉砂岩，深灰色，含云母片，有细方解石脉，层厚6.377.55米，平均6.96米。中青灰岩，浅灰色，性脆坚硬，含动物化石，方解石脉较多，含水量小，质不纯，较稳定，层厚0.41.6米，平均1.0米。泥岩，深灰色，钙质胶结，斜层理
17、发育，有细方解石脉，层厚3.45米。火成岩，灰色，以长石，角闪石为主，含少量暗色矿物，层厚3.55.6米，平均4.8米。中粒砂岩，灰色，以长石为主，遇水变软，层厚5.29.3米，平均7.25米。小青煤，局部可采煤层分布不稳定，局部有火成岩侵入，层厚0.450.65米，平均0.55米。灰黑色粉砂岩，含沙质，局部为粉砂岩互层，含结核有植物化石，层厚4.256.25米，平均5.25米。（3）、小青灰岩顶到伏青灰岩底，有泥岩、粉砂岩互层、粉砂岩、伏青煤组成一组隔水层，层厚12.6717.1米，平均15.6米。泥岩，灰黑色，局部为粉砂岩，层理明显局部含结核及脉状黄铁矿，层厚1.873.75米，平均3.4
18、7米。灰黑色粉砂岩与灰黑色细沙岩互层，层厚7.69.2米，平均8.4米。粉砂岩，灰黑色，局部可相变为细沙岩，平均3.4米。伏青煤，不可采煤层，层厚00.75米，平均0.33米。（4）9号煤底至H1火成岩顶，主要为一层浅灰色铝土质泥岩，本层厚度7.8510米，平均8.9米。局部受火成岩影响厚度有所变化。3、顶板导水裂隙带高度开采9号煤层时，按采高M=2.3米计算，根据公式：Hf=100M/（3.3n+3.8）+5.1=100*2.3/（3.3*1+3.8）+5.1=37.5（米）从以上计算可以看出，9号煤层单独开采，开采后顶板导水裂隙带最大高度37.5米，不大于9号煤层顶到伏灰含水层底平均厚度4
19、5.0米，（局部断层处除外），这说明伏灰含水层对大青、9号煤层开采影响不大。虽然在开采过程中，可能因断层或其他原因造成导水裂隙带发育到伏灰含水层，但是伏灰水位标高低于工作面标高，所以伏灰含水层对本工作面掘进基本无影响。4、底板扰动破坏深度底板扰动破坏深度主要与工作面斜长有关，按设计工作面斜长L=80米，根据有关经验公式：H=0.13L+1.3H=0.13*（80）+1.3=11.7（米）从以上计算可以看出，开采9号煤后，底板扰动破坏深度11.7米，超过煤层底板到H1火成岩顶面厚度，这说明煤层开采后，H1含水层水会直接涌出，即使在沿9煤层掘进中，H1含水层水直接涌出的几率也很大。实际上，在一定程
20、度上H1含水层成了开采煤层“自身涌水”含水层，在工作面掘进中，正常地段H1火成岩对工作面付巷掘进影响不大，对下部工作面运巷掘进有一定影响，主要是因为运巷底板承受H1火成岩水压较大，承压水通过断层及构造裂隙进入巷道内，所以在工作面运巷掘进前应对H1火成岩水进行疏放。5、充水因素及防探水措施 （1）、含水层水根据目前水文勘探及开拓巷道揭露结果看，影响1902面掘进的含水层主要有：大青灰岩及H2火成岩含水层、H1火成岩含水层。大青灰岩含水层是8煤层的直接顶板，是9煤层的间接顶板，目前采区上下山、采区运输巷及风巷基本上沿8煤层开掘，大青灰岩及H2火成岩含水层已充分揭露，基本疏干，在断层附近可能有残存裂
21、隙水，预计涌水量1530m3/h，要做好排水工作。H1火成岩含水层顶距离9煤层底8.9米左右，掘进中突水机率较大，所以，在掘进前疏降H1含水层，是进行沿9煤层掘进的先决条件。从目前勘探及巷道揭露H1含水层资料分析，该含水层在本区分布稳定，富水性强。1901治水巷掘进182米时见断层揭露H1火成岩，涌水量200m3/h，目前稳定在180m3/h。根据2008年6月对H1含水层放水试验结果，认为H1火成岩含水层倾向径流不畅，走向水力联系密切，以侧向补给为主。水位降到-30米，最大疏放水量585m3/h，稳定疏放水量380m3/h。采区上部水压较小，以疏放为主。为此，根据H1火成岩裂隙发育方向和疏放
22、水量及影响半径，初步确定本工作面疏放水沿8号煤层布置疏水巷以方便采掘，每100米布置一组疏水钻孔，每组二个孔，共九组18个孔。要求从工作面疏水巷开孔近水平角度打到工作面底板H1火成岩，钻进到工作面付巷以下为止。疏放水时要求编制详细的疏放水设计及施工安全技术措施。(2)、勘探钻孔封孔情况1902工作面内有2个勘探钻孔和一个水文观测孔，8309和紫4孔为勘探孔，8309孔终孔层位H1火成岩，在煤系地层段用水泥沙浆封孔，封孔质量较好。紫4孔终孔层位H1火成岩，无封孔资料，巷道接近该孔应做好探查工作。水观4为奥灰水观测孔，现以损坏报废，该孔位于1902工作面内部为减少煤炭损失，计划不留保护煤柱，采取封
23、堵措施。(3)、小窑采空区1902工作面上部过去有小窑开采，开采层位、范围积水情况不清，工作面巷道掘进时，应先探后掘，并注意观测煤层及顶板用水情况，有异常情况应及时采取措施，并向有关部门汇报。6、涌水量预计预计本工作面底板H1火成岩最大放水量为585m3/h，正常放水量380 m3/h。掘进时巷道顶板有裂隙水，预计涌水量1530 m3/h，掘进时要作好排水工作。第三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置描述巷道布置：1902运巷掘进工作面开口于皮带下山，沿9号煤层顶板掘进，工作面南北走向长980m，标高1040m。水平标高为98.567.8m，矩形断面规格：高宽=2.53.4m。附巷道支护断面
24、图：巷道规格：巷道类别巷道规格巷道断面积 巷道断面形状 煤巷 3.42.5 8.5米 矩形附（巷道断面图）第二节 矿压观测必须对巷道顶板进行观测，每30米安设顶板离层仪一个，巷道开口处岔口处重点安设。离层仪离层数据每3天观测一次，并进行记录核定。如顶板条件变化比较大，间距可缩小到15米。第三节 支护设计（参数）据巷道使用时间及地质条件及围岩状况，结合我矿已往生产经验，利用工程类比法采用以下支护方式：煤巷掘进时采用矩形断面，采用锚网、工字钢双层支护，即：锚网梁+双排小锚索+工字钢支架。 顶板支护：（1）采用顶锚杆锚顶，并使用3.6米长梯子梁及0.91.9米的盘条网辅助支护，锚杆间排距为：0.85
25、0.8m，顶锚杆采用1卷SS2360和1卷ZS2360树脂药卷锚固。（2）采用6.3米长、17.8mm的锚索，配0.5米长槽钢锚索梁加强支护，双排布置，间排距为：3.21.2米，锚索均采用1卷SS2360和2卷ZS2360树脂药卷锚固。两帮支护：（1）煤巷掘进采用162400mm圆钢锚杆锚帮，并使用2.5米长梯子梁及0.92.5米帮网护帮；帮网采用双层：其为铅丝菱形网和塑料网。（2）帮锚杆间排距0.70.8米，梯子梁间距为0.8米，帮锚杆均采用2卷ZS2360树脂药卷锚固。为了保证支护质量和安全，采取锚网梁支护后，要在巷道内架设矿用工字钢梯形棚支架进行加强支护，在架设工字钢过程中，原有帮网不能
26、破坏。梁长2.8m，柱腿长2.6m。规格：上净宽2.6m，下净宽3.5m，净高2.3m，棚距0.8m。两口间使用木垫板，梁腿间打两排撑木，梁头间打一排撑木。使用勾棚、塘材背帮背顶，严禁空帮空顶。柱窝深为200mm。工字钢支架距头不超过4m。巷道开口后，预计30米范围为火成岩巷道掘进，采用拱形断面，巷道规格：宽高=3.4m2.8m。支护方式为：顶板采用202400mm左旋螺纹钢锚杆锚顶，并使用3.6m长梯子梁及0.91.9m的盘条网辅助支护，锚杆间排距为：0.850.8m，采用6.3m长、17.8mm的锚索，配0.5m长槽钢锚索梁加强支护，双排锚索间排距为：3.01.2m，锚索均采用1卷SS23
27、60和2卷ZS2360树脂药卷锚固；两帮岩石比较完整的情况下不支护，个别较破碎的地方采用162200mm圆钢锚杆锚帮，并使用2.5m长梯子梁及0.91.7m的盘条网辅助支护。锚网材料要求：1. 顶锚杆为202400mm无纵筋左旋螺纹钢锚杆。顶盘：1212mm，采用10mm厚度钢板制成。2. 煤巷 帮锚杆为162400mm圆钢锚杆，岩巷帮锚杆为161800mm圆钢锚杆。3. 顶梯子梁为16mm钢筋制作，长3400mm。4. 帮梯子梁为14mm钢筋制作，长2500mm。5. 顶盘条网为6mm钢筋制作，网孔为100100mm，规格为0.91.7米。6. 帮菱形网为2铅丝制作，网孔为5050mm，规格
28、为2500900mm。7. 小锚索为17.86300mm钢绞线，锚索梁为500mm长槽钢梁。长槽钢锚索梁长度为2.4米，两根锚索眼间距为2.0米。工程质量要求：1. 锚固力：顶锚杆大于130KN，帮锚杆大于80KN，锚索大于200KN。顶锚杆扭矩220N*m，帮锚杆扭矩120N*m， 2. 巷道超宽大于200mm时，必须补打单体锚杆，长度达到2.5米时必须挂梁；巷道超宽大于500mm时，还必须补打锚索加强支护。3. 锚杆间排距误差不大于100mm，不得连续三架梁大于800mm，锚杆外露长度不大于50mm，锚索外露长度不大于300mm，锚杆孔深度误差为0+50mm，锚索孔深度误差为0+200mm
29、。4. 树脂药卷必须先安装SS2360药卷，后安装ZS2360药卷，并必须按规定数量安装。失效锚杆必须重新补打。5. 梁网要紧贴煤岩面，并有一定预紧力，网搭接宽度不小于100mm，网与网之间要用双股14#铅丝连为一体，每把连接间距不大于200mm，顶帮网也要连为一体。6. 煤巷每3050米要安装一个顶板离层指示仪，观察顶板下沉情况，每次观测不大于3天。7. 顶、帮不平整时，梯子梁随顶、帮变化而弯曲，保持锚杆托盘紧贴煤（岩）面，不准出现空帮、空顶现象。8. 掘进时，严格按煤层顶板、中腰线施工。9. 打眼时，应从外向里进行，同排锚杆先打顶眼，后打帮眼。10.架设的工字钢支架山势要正，迎山有劲，两帮
30、及顶板使用塘材板坯填实背牢，梁头处要使用木垫，以增加摩擦力，减少滑动。11.严禁将棚腿架设在浮煤浮矸上。12.架棚巷道支架之间必须安设牢固的撑木使其成为一个整体。梁头各一根，距梁头0.3米处两帮各打一根，距梁头1.1米处两帮各打一根。13.背帮背顶材料要紧贴围岩，不得松动或空帮空顶。14.底板是煤时，要采取防止柱腿钻底的措施，应给柱腿穿鞋、加垫。15.工作面10m范围内应敷设防倒器，放炮崩倒、崩坏的支架应及时修复或更换。16.其它按局、矿锚网支护技术规范要求执行。第四章 施工工艺第一节 施工方法作业方式与施工组织 采用“三八”制作业方式。施工方法：采用煤电钻或7655风钻打眼，矿用乳化炸药爆破
31、，毫秒电雷管起爆 ，锚杆钻机进行锚网支护，跟头溜子出煤施工顺序：交接班敲帮问顶续溜子打眼放炮敲帮问顶临时支护锚顶刷帮锚帮清理第二节 爆破作业掘进施工时，采用普通钻爆法施工工艺，循环进尺为1.6m，顶板较破碎或过断层时，循环进尺不大于0.8m。附，炮眼布置三视图、爆破说明书、装药结构示意图：第三节 转载与运输采用40KW溜子跟头出煤，原煤上溜子，经皮带进煤仓，100北大巷矿车运输至卸载坑再由强力皮带提升运输到地面洗煤厂。人员、材料、设备等经采区车场沿轨道下山经联络巷到1902运巷掘进工作面。选用带式输送机3部、40型刮板输送机4部、3台90型锚杆钻机、风煤钻2台及锚索张拉泵1台、锚杆拉力计1台、扭锯扳手1个。设备及工具配备情况
