4640区工作面回采作业规程.docx
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4640区工作面回采作业规程
4640工作面回采作业规程
一、概况
（一）回采范围、煤层赋存状况及储量
本工作面属于矿井北翼采区K1煤层4640工作面的480水平至570水平。
本回采工作面分上下段开采；上段采面回风顺槽巷道标高为+570m，回采工作面下顺槽巷道标高为+535m；+535m顺槽为下段采面的回风巷，下段采面下出口顺槽巷道标高为+480m。
上段工作面的煤经+535M水平运输大巷的反眼装车人工推至三号下山溜煤下山。
本区域对应地表为周家大山，标高为+950m～+1115m，此段无大的建筑物和水体，对回采无大的影响。
本工作面走向长：
最大280米，最小140米，平均210米；倾斜长：
最大84米，最小80米，平均82米（真倾斜）；煤层厚度：
最大1.6米，最小0.3米,平1.25米；煤层倾角：
最大76度,最小60度，平均68度；地质储量2.96万吨、可采储量2..52万吨，回采率90％，可采期8个月。
项目
最大
最小
平均
走向长
280米
140米
210米
倾斜长
84米
80米
82米
煤层厚度
1.6
0.3米
1.25米
煤层倾角
68度
60度
68度
地质储量
2.96万吨
可采储量
2.52万吨
回采率
90%
可采期
7个月
（二）简明地质
1、煤层特征及赋存情况：
本工作面只有K1煤层为可采煤层，属单一煤层开采，煤种为烟煤，呈块状，性脆。
煤层
名称
煤分层总
厚度（米）
夹矸厚
度（米）
煤层倾角
（度）
煤层容
重（T/M3）
顶底板岩性
顶板
底板
直接顶为铝土页岩，老顶为茅口石灰岩。
直接底为泥岩、粉砂质泥岩、石灰岩。
老底为石灰岩。
露头顶底板有泥化。
K1
0.3—1.6
1.25
0
60---76
68
1.45
煤层稳定性
不稳定，局部有分岔或不可采。
露头有氧化。
2、顶、底板岩性及厚度
、煤层特征及赋存情况
本采区煤层赋存不稳定,走向为南北向：
方位角45°左右。
倾向为东西向，倾角68º左右，煤层厚度0.3～1.6m，平均1.25m。
、顶、底板岩性及厚度
煤层伪顶有0.1～0.2m的一层碳质页岩的伪顶，直接顶为10m左右的页岩、老顶为泥质页岩和长兴灰岩,厚26米以上。
底板为铝土质页岩约2m,再下为茅口灰岩,厚度在266m以上,顶底板倒转。
3、煤质
检测项目
水份
Wt
灰份
Ad
硫份
St.d
挥发份
Vdaf
胶结层厚度Y
粘结指数
Gr-i
固定炭
FCd
发热量
Qnet.ar
计量单位
%
%
%
%
mm
%
MJ/Kg
指标
3.5
36
3.5
19
13-28
93-95
52.09
28.63
备注：
4、地质构造对开采的影响
本工作面受F26断层影响较大，煤层变化频繁，顶、底板较破碎，局部有顶、底板褶皱，致使煤层顶板下托或底板鼓起，煤层随之增厚或变薄，倾角也随之增大或减小，对回采放架工作产生影响，但无大的安全威胁。
但必须加强工作面地质构造带的顶板支护及瓦斯抽放或排放等管理工作。
5、本工作面煤层与地表及采空区的关系
本工作面开采标高为+480m～570m范围，距地表垂深在130m以上，对应地表无建筑物和明显的水体、水系。
工作面上部相邻为原+610m水平以上已经回采的老空区，下部相邻为本矿未开采区域。
北面相邻为正在布置的4640区工作面（上段），南面为已回采的老空区。
6、水文地质情况
矿区位处于中山区山地斜坡地带，矿区南东侧最高山峰标高1115m，北侧小河沟最低标高585m，相对高差535m，山高坡陡，有利于地表水排泄。
雨季大气降雨大部份沿地表冲沟排走，少部份沿节理、裂隙、岩溶、漏斗渗入地下，在采掘过程中，当煤层顶、底板揭穿后，茅口灰岩中的岩溶裂隙、漏斗侧向补给，沿裂隙岩溶管路渗入矿井，但渗入水量不大，对回采无大的影响。
该工作面据地质资料表明，回采过程中无大的水害威胁，其主要涌水为上部老塘水和地表水径流渗入。
其次根据工作面掘进情况看，推测本工作面无大的涌水现象。
预计工作面顶板局部地方有滴水出现，底板局部地方有渗水出现，回采时地面大气降雨有少量有可能沿采空区及底板导入工作面，对回采无大的影响。
回采中必须加强雨季防洪工作，井下加强风巷积水引排和运输巷水沟清理，保持排水畅通，同时加强对渗水地方的观察和预防。
总上所述，矿井属水文地质条件简单类型。
7、瓦斯及有害气体、煤层发火情况
根据井田地质报告、相邻矿井多年生产实践证明及矿井瓦斯等级鉴定，本矿井属高瓦斯矿井，矿井相对瓦斯涌出量为26m3/t、绝对瓦斯涌出量为1.9m3/t（2012年矿井瓦斯等级鉴定结果）。
回采前通风科必须做好通风设施和风量的合理分配。
回采中必须加强采区独立通风和合理分配风量，特别加强+535m水平南北翼大巷调节风门及矿井+600m水平南北两翼通风设施的现场管理，防止风流短路。
我矿开采的K1煤层含硫量高，自燃发火倾向性为三级（不易自燃），在回采时加强工作面浮煤回收，将采面浮煤除尽，减少煤炭自然发火因素，并在开采结束后，必须在45天内进行永久性封闭采空区。
二、采煤方法、巷道布置及顶板管理、机具配备
（一）采煤方法的选择及依据
根据该工作面煤层赋存条件和回采安全因素考虑，为提高回采率、降低回采坑耗和搞好回采安全，选择俯伪斜柔性金属掩护支架综合采煤法回采工艺。
一个采面段只采用一把风镐落煤，配5t手动葫芦回架，自然垮落法管理顶板，上下段采面错开5-15米的水平距离。
（2）布置示意图
（标注通风、运煤、运料系统，巷道水平及采面所在位置）附图（巷道布置及相邻位置示意图）
（三）采煤方法
1、采煤工作面支护布置图
由于我矿为68°以上的急倾斜煤层，采用柔性掩护支护进行工作支护，即采用11#工字钢多边形柔性掩护支架配夹心板，夹心板厚50mm、宽150mm、长600mm（300mm）；采用镙丝配小钢板将4根￠28.5mm的钢绳分别锁牢在11#工字钢多边形柔性掩护支架的四条边上的固定位置上进行支护。
采面分为上下段进行回采作业，采面作业时，只能在一个小段进行采煤，采面安架距离3-5m，回架距离不得大于15米。
3、回采工艺
（1）落煤方式
工作面采用风镐落煤,煤厚小于1.2m时,要进行刷顶处理保证工作净宽度不低于1.2m；煤厚小于1.6m时,采全煤厚度；煤层大于1.6m时，留底煤，最大采煤厚度1.6m。
每次落煤深度控制在1.2米左右，特殊情况根据实际需要调整时，做好落架控架措施。
回采工作面回风巷超前于进风巷，超前距离为85m～90m。
但在采面俯伪斜倾角增大时，应减小工作面的伪斜度（控制在25°左右），以防止煤体（或矸石）沿搪瓷溜槽高速下滑伤人事故发生。
（2）回采顺序：
按由上而下的顺序进行采面回采，上段采面超前下段采。
（2）运煤方式
4640工作面（上段）：
工作面采用人工掏煤，搪瓷溜槽自溜至+535m水平进风顺槽与+535m水平全岩运输巷之间的全岩斜石反眼内（工作面临时煤仓），直接在+535m水平运输大巷装煤，人力推车运输至N+535m水平3#人行上山回风口缷煤（随工作面向前推进，与N+535m水平3#人行上山越近，以后将该由N+535m水平4#人行上山口缷煤），在+470m水平北翼运输大巷3#车场装煤，采用2.5吨蓄电池电机车牵引至底部车场用1.0m绞车提升至+600m水平上部车场，2.5吨蓄电池机车列车牵引至地面煤仓翻煤。
4640采面下段采用人工掏煤，搪瓷溜槽自溜至+480m水平进风顺槽与+470m水平全岩运输巷之间的全岩斜石反眼内（工作面临时煤仓），直接在+470m水平运输大巷装煤，采用2.5吨蓄电池电机车牵引至底部车场用1.0m绞车提升至+600m水平上部车场，2.5吨蓄电池机车列车牵引至地面煤仓翻煤。
（3）支护方式
基本支护
工作面采用11#工字钢多边形柔性掩护支架配夹心板，夹心板厚50mm、宽150mm、长600mm（300mm）；采用镙丝配小钢板将4根￠28.5mm的钢绳分别锁牢在11#工字钢多边形柔性掩护支架的四条边上的固定位置上进行支护。
架子内（工作面）采用长1.2m、￠120mm以上的木撑子进行斜撑，斜撑的木撑子一头必须打在顶板上（用喙子先喙好柱窝），另一头斜撑于掩架脚板之上0.3m处，斜撑支柱的间距不得大于1.5m，立柱间距不得大于2.0m,如遇地质构造时，根据需要进行特殊支柱的架设。
采面过平巷、上山、楼眼、老空时的特殊支护
必须先填后采，斜撑支柱的间距根据现场实际情况调密支柱间距。
每次夹楼眼子开口，必须在夹楼眼子的上口打设正反撑杆各两根，采面溜煤眼口（采面）开口位置由于特殊情况，悬顶有时较大，超过1㎡时必须打临时点柱进行支护，防止冒顶，下煤眼子与通风、行人眼子均采用改好的木盘料进行箍盘支护，箍盘眼子的净断面为0.8m×0.8m，眼子高度控制在3～5m之间，两个眼子之间的水平间距为中对中5m（如遇地质构造、顶托底鼓可根据现场具体实际作相应的调整）。
在+480m水平顺槽和+535m水平顺槽溜煤眼设置过桥和木篦子，并在溜煤眼下方架设两对锁口支护，防止眼口围岩松垮。
控顶距离
工作面支架间距中对中为0.2m，中间为夹心板，立柱的最大控顶距为2.0m，斜撑支护间距不得大于1.5m，采面应随着放煤的同时，及时进行落架，落架后要及时补齐控顶立柱。
工作面采深不得大于1.2m。
落架时作业人员的手脚和工具不得伸入掩架下方，防止被掩架压住或造成人员受伤。
控顶支护示意图：
绳架管理
架头平架距离保持在3～5m，钢绳每条长20m，钢绳搭头长度不得少于2.5m，每个接头不的少于5个“U”型四脚卡将钢绳搭头卡牢固，掩架必须坚持逢架必卡，每两条钢绳之间的交错接头长度不小于3.0m。
安架要求镙钉拧紧、钢板压实，严防钢架滑动、滑绳。
架设立撑支柱并进行背护。
两巷超前支护
工作面两巷超前支护不得小于20m并随工作面的推进，超前支护也随着向前推进。
在原有支架两架中间采用直径14-16cm的坑木架设成梯形门架作为超前加固支护。
上、下安全出口巷道必须随时维护并清除堆积障碍物，以保证安全通道和通风系统的畅通。
主要空气压缩机安设在地面井口，直接安设空气运输管道至各工作面，空气压力调设在7～7.5Mpa之间。
备用支护
回采工作面上下端头平巷必须要准备木支柱，规格为1.4-1.6米，直径10CM以上，数量不得少于50根。
（4）顶板管理
顶板管理采用全部垮落法。
（5）工艺流程：
工艺流程为：
⑴过全煤碛头：
补撑子→安溜槽→风镐钎槽→掏煤→下放掩架→打撑子→安溜槽→风镐钎槽→掏煤→下放掩架→打撑子→回掩架→传掩架及钢绳→堆码→搬运。
⑵打全岩夹口或刷帮：
打眼→补撑子→装药→联线→放炮→补撑子→安溜槽→风镐钎槽→掏煤（或矸石）→下放掩架→打撑子→安溜槽→风镐钎槽→掏煤（或矸石）→下放掩架→打撑子→回掩架→传掩架及钢绳→堆码→搬运。
4．回柱放顶（方式及机具）
①工作面回撤支架安排专人负责进行，保持上口每安架3～5m，就回掩架3～5m，安回架工作保持平衡，上下段工作面的安回架规定相同。
上段工作面的回架点必须超前下段工作面上出口安架地点5米以上。
上段采面应超前下段采面5-10米。
②回架前必须加固回撤支架退后支护至少3-5根立撑和3-5根斜撑，留好安全退路。
架尾采用人工配5t葫芦进行掩架回撤，先拆收掩架垫板、螺丝,将钢丝绳返收到煤壁，再用葫芦牵引进行掩架回撤。
5．降低支护材料消耗的技术措施
①、安架时，必须用木支柱撞实接紧掩架，防止夹心板在放架过程中脱落。
②、必须加强撤架回收管理，要求夹心板、螺丝、垫板回收率必须达80％以上，不准用夹心板挡矸。
③、备用消耗材料必须整齐堆码在风巷指定料场，严禁乱堆乱放或将夹心板挪作他用；回收复用的材料必须及时转运至风巷料场，所有材料和掩架的堆放不准阻塞通风断面；
④、掩架丢失率控制在每月1‰范围内。
（四）爆破设计
1、炮眼布置
工作面煤层厚度稳定（1.2m以上）时,采用风镐采煤，不进行打眼放炮作业。
工作面局部地方煤层厚度变化较大，煤层厚度在0.6m～1.1m之间时采取布单排炮进行刷帮，煤层厚度在0.1m～0.5m之间时采取布双排炮进行过全岩夹口，炮眼布置形式随煤层厚度变化进行调整。
顶眼倾角75°～85°，炮眼长度0.9m，炮眼间距根据岩层的软硬情况取0.6m～1.0m。
（1）煤层厚度在0.6m～1.2m时，采用单排眼布置，如图所示。
（2）煤层厚度在0.1m～0.5m时，采用双排眼布置，如图所示：
2、装药结构及技术要求
（1）一律采用正向装药，药卷和雷管的聚能穴一致，均朝向眼底。
（2）装药前，放炮员应用掏勺将炮眼内的煤粉清理干净。
装药时，应用炮棍将药卷轻轻地推入眼底，用力要均匀，不得强力冲击或岛实，但要使药卷间彼此密接。
引药必须最后装入炮眼，装引药时其聚能穴应朝向眼底，要一手推引药，一手松直脚线，但不得损伤脚线。
填炮泥时应一手拉脚线，一手填炮泥，慢慢用力轻捣压实。
眼孔填够炮泥后，要将脚线扭结，并盘放在眼口，不得拖在炮眼外。
炮眼封泥应采用不燃性的湿润粘土，禁止使用块状或可燃性材料，封泥长度符合《煤矿安全规程》第329条规定。
（3）采用FD200XS-B连锁数显发爆器（双闭锁），煤矿许用1～5段毫秒电雷管（总延期不得超过130毫秒），煤矿许用三级煤乳炸药，装药量根据煤质软硬和炮眼位置变化而调整。
3、联线方式
采用大串联的联线方式，一次性起爆。
4、爆破说明表
序号
项目
单位
数量
备注
1
煤层坚固性系数
f
2～4
2
工作面采高
m
1.2
最大采高1.2
3
炮眼间距
m
1.0～1.2
4
分段工作面平均长度
m
85m
5
炮眼仰角
度
—
6
炮眼俯角
度
60～65
7
炮眼个数
个
根据煤厚确定
8
循环进度
m
25M
9
循环破煤量
t
45
10
循环次数
次／班
1
11
装药结构
正向装药
12
起爆顺序
一次性起爆
5、放炮母线的管理
采用铜蕊橡套电缆做放炮母线，放炮母线敷设在离放炮地点50米的地方，放炮地点50米内的放炮母线随放随设，此段放炮母线不得提前敷设。
放炮母线敷设时不得靠近动力电缆线、监控线、电话线及其他电源线路，线路连接时必须用接线盒连接，不得有明接头。
放炮母线的端头必须进入保险厢内，保险厢的钥匙由放炮员负责管理并随身携带。
6、放炮地点
放炮起爆地点必须在每一阶段平巷的躲避硐室内，但离放炮碛头距离不得少于300米的进风巷道中。
7、放炮警戒设置
放炮前必须撤出放炮地点附近作业地点的人员，采面放炮地点的进风巷300外和回风巷500米外设置警戒，警戒人员由当班班长指定。
（五）采面溜煤眼（立眼）施工安全措施
1、溜眼布置示意图
2、措施安全措施
溜眼（立眼）位置：
采面溜眼（立眼）位于上下段采面副巷与采煤工作面之间，长度大约为3-6m。
溜眼（立眼）规格：
宽度为0.8m，高度为0.8m。
支护方式：
采用坑木箍盘支护
支护措施：
用坑木盘料进行箍盘支护，箍盘眼子的净断面为0.8m×0.8m，眼子高度控制在3～5m之间，两个眼子之间的水平间距离为中对中5-7m（如遇地质构造、顶托底鼓可根据现场具体实际作相应的调整）。
在+480m水平顺槽和+535m水平顺槽溜煤眼设置过桥和木篦子，并在溜煤眼下方架设两对锁口支护，防止眼口围岩松垮。
掘进施工过程中必须要落实专人在立眼下方进行观察，和疏通煤炭，保持下煤口畅通安全。
立眼内必须悬挂保险绳，有利于人员上下和防止作业人员坠落。
通风安全：
溜眼（立眼）掘进时，必须采用局部通风机送风作业，风筒可用直径为300mm的小风筒，用绳子将风筒吊挂在支护上，风筒离掘进工作面距离不得大于2米。
保证掘进工作面风量不得小于45m3，掘进前必须用探水钻打穿采面，保证瓦斯充分排放，确保掘进头瓦斯不超限。
瓦斯检查：
立眼掘进必须按规定次数（一班三次）检查瓦斯浓度，作业人员必须携带瓦斯自动报警仪。
立眼内严禁放炮作业，副巷内进行立眼作业时，必须停止副巷的掘进。
瓦斯监控：
在立眼下煤口2米处和回风口5米处安装瓦斯传感器，进行瓦斯实时监控，瓦斯传感器报警时，必须先停止作业，处理瓦斯超限现象。
严禁瓦斯超限作业。
（六）4640采面下段避水下山施工安全技术措施
1、概况：
4640采煤工作面下段由长期存在淋水，不利于正常回采作业，有淋水位置在采面约有35m左右，为避开回采工作面淋水段，计划在采面35m处沿煤层开掘一条煤层下山巷道避开淋水段，在副巷上每隔5-6m开掘一条上山，用于避开下段淋水，特编如下施工安全技术措施。
2、施工方式：
在下段采面安架位置向下45米处，向下掘进沿煤层下山切眼25米后，再由+480m副巷向上掘进立眼10m联通下山切眼，从而避开工作面淋水段。
3、施工安全措施
1、采用木护梯形门架支护作为斜下山巷道的临时支护，支护尺寸：
梁头净宽0.6米，支护高度2.0米，下宽1.6米，支护材径0.14-0.16米，支护间距1.0米。
下山巷道坡度30-35°
下山巷道支护及断面图：
2、破煤（岩）方式为手镐或风镐破煤（岩），当岩层厚度大于0.3米以上时采用爆破方式。
采用风锤打眼作业前，严格执行敲帮问顶制度，必须认真对作业地点范围进行检查清刁。
3、每次放炮前必须对爆破作业点20m范围内的控架支柱进行一次全面检查加固，防止放炮后出现瓦架现象，并将设备工器具撤至安全地点。
坚持“一炮三检制”和“三人联锁放炮制”，瓦斯超限严禁放炮。
4、站岗、警戒、放炮：
警戒地点：
设在+470m水平北翼全岩大巷的进风流中，距工作面不得少于300米，上部设在+535m一号平穿的进风流巷道中。
警戒人员位于三号下山的下口位置。
启爆地点距采面距离不少于300m）的进风流中。
5、支护要求
排花材径不小于5㎝，临时支护可采取坑木点柱支护、遇顶底板破碎必须加密支护，棚距为0.7米。
棚架间可加设拉衬或打成合支架，楔口或梁柱间可用抓钉紧固，形成整体构架受力。
支护质量要求:
支护必须迎山受力;门架厢或闭合支架四角受力,楔口吻合，背帮封顶严实；扫脚挂角排花到位，排材巴片叠逢压花，排花巴片顺向平直，间距为20㎝；柱窝深不小于5㎝或挖至硬底。
6、通风、瓦斯管理
采用2×5.5Kw对旋局部通风机送风，风筒直径不得小于500mm，风机安设在采面进风眼或全岩大巷进风流中，加强采面隅角的瓦斯检查，严禁瓦斯起限作业。
加强采面巷道掘进通风管理，随时保持掘进工作面风量稳定。
由于采面已采取了区域瓦斯抽采措施，采面掘进下山要加强掘进作业地点的瓦斯浓度检查和瓦斯排放孔的施工。
4、通风系统图
四、工作面生产系统及主要配备
（一）生产系统
1、通风系统
（1）通风方式
工作面采用负压Z型通风方式，即采面风流动力来自主扇风机。
通风线路：
+600m水平进风主平硐→暗主斜井→+535m水平北翼全岩运输大巷→+535m水平北翼全岩运输大巷与4640+535m水平进风顺槽之间的斜石反眼→4640工作面（上段）通风、行人夹楼眼子→4640工作面（上段）→4640+570m水平回风顺槽→4640+570m水平回风顺槽与+535m水平北翼3#全岩上山之间的回风平石门→+535m水平北翼3#全岩上山→+600m水平北翼总回风巷→+600m水平全岩总回风上山→抽风机抽出地面。
（2）采区通风系统示意图
下段采面风流经+470m大巷反眼、+480m副巷及采面人行立眼进入采煤工作面，经上架头巷道和+535m原副巷回风，下段采面回风经+535m运输大巷、四号回风上山、+570m全岩回大巷直至+600m北翼回风巷。
上段采面风流经+535m全岩大巷反眼、+540m副巷及采面人行立眼进入采煤工作面，经上架头巷道和+570m副巷回风，+570m全岩回大巷直至+600m北翼回风巷。
（3）风量配备
①按最大绝对瓦斯涌出量计算:
Q采＝100QCH4÷C×K采通
Q采—回采工作面有效风量（m3/min）
QCH4—采面瓦斯绝对涌出量0.18m3/min（根据历史回采工作面瓦斯检测数据和风量等数据计算而得）。
C—采煤工作面回风流中允许的最大瓦斯含量1﹪。
K采通—瓦斯涌出不均衡系数，取1.5。
故Q＝100×0.18÷1×1.5
=27m3/min
②按炸药消耗量计算：
Q采=7.8/t³√（A*（S*L）²）
=7.8/15*³√（2.4*（1.5*120）²）
=22m3/min（一般情况下每次装药量不超过2.4kg）。
③按人数计算：
Q采=4NK=4×8×1.5=48m3/min
④根据《煤矿安全规程》规定，回采工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求验算，其结果为
Q1＝0.25×60×S=22.5m3/min
Q2=4×60×S=360m3/min
Q1即本回采工作面有效配风量定为120m3/min。
通风科在配风过程中，应当根据实际瓦斯涌出量和最大日产原煤量等情况，对风量配备进行调整，确保风量足够，防止瓦斯超限。
（4）通风系统管理
上段工作面的进风与下段区域的掘进工作面的回风形成串联通风，根据《煤矿安全规程》的规定，只能进一次串联通风，所以+480水平顺槽巷道和+470水平运输大巷只能一头掘进，不得安排两条巷道同时作业。
下段3#上山要加强风门的管理，按规定进行风门连锁。
2、运输系统
（1）运煤系统
①上段工作面：
工作面（溜槽）→535m水平进风顺槽→N+535m水平全岩运输大巷之间的全岩斜反眼（临时煤仓）→N+535m水平全岩运输大巷→N+470m水平3#全岩上山溜煤道→N+470m水平4640采区车场装煤点→N+470m水平全岩运输大巷→+470m水平底部车场→暗主斜井→+600m水平上部车场→+600m水平主平硐→地面煤仓。
下段工作面：
工作面（溜槽）→480m水平进风顺槽→N+470m水平全岩运输大巷之间的全岩斜反眼（临时煤仓）→N+470m水平4640采区车场装煤点→N+470m水平全岩运输大巷→+470m水平底部车场→暗主斜井→+600m水平上部车场→+600m水平主平硐→地面煤仓。
（2）运料系统
上段工作面：
地面→+600m水平总进风平硐→N+600m水平全岩回风巷→3#全岩下山→N+570m水平全岩上山→+570m水平回风顺槽→4640上段采煤工作面。
下段工作面：
地面→+600m水平总进风平硐→提升下山→+535m水平运输大巷→+535m水平回风顺槽→4640下段采煤工作面。
3．供电系统
地面配电室→+600m水平绞车硐室→+535m水平中部车场→N+535m水平运输大巷→N+535m水平全岩运输大巷与4640区N+535m水平进风顺槽之间的斜石反眼→4640区N+535m水平进风顺槽。
工作面主要设备、工具配备
名称
规格
单位
数量
名称
规格
单位
数量
风镐
台
2
中空钢钎子
1.2米／根
根
2
接线盒
个
按需供
掏扒
把
按需供
压风管
米
按需供
啄子
把
按需供
风钻
7655
台
2
溜槽
1米／块
块
按需供
放炮器
FD200XS-B
台
1
矿车
个
按需供
斧头
把
按需供
瓦斯监控系统
按规定设置
五、劳动
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