避险硐室掘进作业规程.docx
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避险硐室掘进作业规程
城口县阳光煤矿避险硐室
掘进作业规程
工作面名称：
+1350避险硐室掘进
编制：
文德华
矿长：
审核：
修改时间：
二0一二年五月
会审栏
职务
姓名
会审意见
签名及日期
备注
施工负责人
安全矿长
生产矿长
机电矿长
总工程师
矿长
业主代表
会审意见：
目录
第一章工程概况………………………………………......2
第二章地质情况…………………………………………..2
第三章巷道布置及支护说明……………………………..3
第四章施工工艺…………………………………………..7
第五章生产系统………………………………………….11
第六章劳动组织及主要技术经济指标…………………18
第七章安全技术措施……………………………………22
第八章灾害及避灾路线………………………................36
第一章工程概况
一、巷道名称
阳光煤矿避险硐室
二、掘进目的及用途
主要用于煤矿生产过程中发生灾害时进行紧急避险。
三、硐室设计长度及服务年限
硐室设计总长度：
硐室长度17米，出入口（过度室）的长度均不得小于3米，位置详见巷道布置示意图
服务年限：
至本矿+1350m以上开采结束止，预计服务年限五年。
四、计划工期
计划工期：
1.0月
第二章地质概况
1、地层
矿区范围内出露地层主要有三叠系下统嘉陵江组（T1j）、大冶组（T1d），二叠系上统大隆组（P3d）、吴家坪组（P3w），二叠系中统茅口组（P2m）、栖霞组（P2q）、下统梁山组（P1l），志留系中统沙帽组（S2s）、志留系下统罗惹坪组（S1lr）。
矿区范围内的岩层倾向为20°～57°，倾角为18°～50°，平均倾角39°。
2、构造
本矿区位于旗杆山向斜次级褶皱蓼子背斜中段北翼。
蓼子背斜近东西走向，北翼倾向20～57°，北翼倾角18°～50°，南翼倾向32～41°，南翼倾角22°～30°，为一不对称线状背斜。
矿区地层为倾向北东的单斜构造，本区内未发现断层，地质构造较简单。
3、水文地质情况
矿区断裂不发育，煤层赋存于相对隔水层中。
矿区含水层的岩溶裂隙发育，地下水排泄畅通。
本矿井为上山开采，矿井的涌水顺平硐自流出地面。
据煤矿涌水量观察，目前本矿井主平硐正常涌水量：
10m3/h，最大涌水量：
20m3/h。
矿山水文地质条件中等复杂。
4、顶底板
煤层顶板为吴家坪组黑色炭质页岩，岩层裂隙不发育，岩体结构完整；底板为灰色、褐红色透镜状含黄铁矿铝土岩。
顶底板岩层力学性质较差，抗压性较弱，另外底板岩层吸水性好，遇水易膨胀，易形成轻微底鼓，应引起注意。
除煤系地层外其上下均为厚层-块状灰岩，含燧石条带灰岩，属坚硬-半坚硬岩石类型。
岩体结构完整，无软弱结构面分布，抗压强度较高，岩层稳定性好，物理力学性质较强。
但在灰岩中岩溶较发育，在掘进中应注意溶洞对工程施工的影响。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
根据现有巷道施工实际，该硐室布置K2煤层层位中，在现有主平硐向西人行上山下口往东掘进，腰线0°施工，掘进走向总长约26米（详见巷道布置及本工作面位置示意图）与原有探煤的一石门（该区无煤层）贯通形成两个出口，其中硐室两个出入口（过度室）的长度不得小于3米，硐室总长不得少于17米。
入口巷道（即过度室巷道）为半圆拱形，巷道净宽2.5米，净高3.0米，净断面为6.67米2（详见巷道断面示意图），硐室断面为圆弧拱形，净宽4米，净高3.3米（硐室内底板必须高于运输大巷底板高度不得少于0.3m），净断面为12.28米2，巷道采用锚喷支护掘进（若遇地质构造围岩变软冒落段必须采用砌碹支护）。
附图：
阳光煤矿巷道布置及本工作面位置示意图
附过度室巷道及硐室断面示意图：
说明：
上图为净断面，若遇地质构造带必须采用锚网喷联合支护或砌碹支护；采用砌碹支护时应适当增加掘进断面，以便支护和支护后断面达到设计要求。
第二节支护设计
一、支护类型和断面规格
巷道名称
断面形状
支护方式
断面（m2）
宽度（m）
高度（m）
墙高（m）
坡度（°）
喷厚（mm）
毛面
净面
毛宽
净宽
毛高
净
高
过度室
半圆拱形
锚喷
7.44
6．67
2.7
2.5
3.1
3.0
1.75
0
100
避险硐室
圆弧拱形
锚喷
13.38
12.28
4.2
4.0
3.4
3.3
1.5
0
100
二、支护设计
1、采用锚喷支支护施工，（注：
遇地质构造或围岩变软段必须采用锚网喷联合支护或砌碹支护，锚喷支护厚度不得小于100mm，砌碹支护时墙体厚度不得小于250mm）。
2、采用锚杆支护时，材料及技术要求
⑴、顶部
根据金属锚杆支护参数系列表规定，避险硐室顶部安装直径18×1800mm的螺纹钢锚杆，采用MQT-120型锚杆钻机按设计位置钻孔，钻孔规格为直径28×1800mm，安装直径18×1800mm的螺纹钢锚杆。
锚杆包括杆体、150×150×6mm的凸形托盘，螺母等，锚固剂（树脂药卷）选用ck2350锚固，每根锚杆用2支药卷，锚杆间距为800mm，排距为850mm，允许误差为±50mm。
⑵、两帮
根据金属锚杆支护参数系列表规定，硐室两帮采用MQT-120型锚杆钻机打眼，规格为直径28×1800mm的钻孔，安装直径18×1800mm的螺纹钢锚杆，150×150×6mm的凸形托盘，螺母等，锚固剂（树脂药卷）选用ck2350锚固，每根锚杆用2支药卷，锚杆间距为800mm，排距为850mm，允许误差为±50mm。
（4）、金属网
采用直径6.4mm钢筋加工焊接成1000×1500mm的金属网，网孔为100×100mm，铺网搭接为100mm，连网间距为200mm。
（5）、砼
砼配比（重量比）为水泥：
中细砂：
石子＝1：
2：
2，速凝剂用量为水泥用量的5%。
喷浆厚度为100mm。
当迎头遇断层破碎带、陷落柱、围岩松软易抽冒、顶板破碎时。
采用先喷后锚、打锚杆挂网支护，棚顶特别破碎时采用扶金属（工字钢或U型钢）拱型支架、挂网、喷浆支护。
作业方式采用随掘随支护，螺纹钢锚杆加长到2000mm，并全长锚固。
3、临时支护
作业点必须备齐临时支护材料（伸缩高度1850/3300的内注式液压支柱至少六根，800的半圆木木材不少于12块，木板和坑木若干）。
碛头临时支护采用打带帽点柱方式进行支护，点柱可采用内注式液压支柱作临时带帽支护，柱的有效支护长度最低不得小于2500mm，间距为700mm、排距为800mm，采用长度不少于800mm且直径不小于140mm的圆木一破二带帽支护（注：
临时支护遇棚顶破碎时应缩短间距和排距，并增加带帽厚度，由现场管理人员根据现场具体情况确定，但不得大于上述规定间距）。
临时支柱必须用木楔楔紧，支设要牢固，严禁在浮矸下方支设支护，禁止将支柱打在浮矸上；过地质构造带时，临时支护距离不得超过1.5m，超过时必须进行永久支护（即砌碹或锚网喷支护）；锚杆支护时，人员只能站在有点柱支护的顶板下进行操作锚杆机，确保安全。
附：
过地质构造带巷道锚杆支护示意图
第三节支护工艺
1、掘进、支护机具和有关技术参数：
掘进岩层采用YT—28型风钻、1寸胶质高压风管、φ40mm一字型钻头，中硬碳素钢六棱钎杆钻眼；软岩可采用煤电钻或风煤钻、螺旋式煤钻杆、φ42mm钻头打眼掘进；支护采用MQT-120型锚杆钻机，专用锚杆钻杆和φ28mm钻头进行钻孔；软岩欠挖部分可用风镐或手镐进行清挖修正。
2、支护工艺和工序安排：
（1）、严格按预定的方位角（中线）、腰线进行施工。
（2）、周边眼布置均匀，间距不大于350mm，装药量不超过0.15kg，周边眼距顶、邦距离为100mm，爆破后断面不够的地方用风镐或手镐清挖修正，确保巷道成型。
（3）、采用锚网喷联合支护时，锚杆眼的方向应与岩层层面或主要裂隙面成较大角度布置或与巷道周边垂直。
锚杆安装角度不小于80°，其间距应均匀，误差不超过±50mm，深度按设计要求施工，喷射混凝土标号不低于C15，水泥标号不低于425#，砼喷射厚度和强度、局部不小于设计的90%。
锚杆扭力矩及锚固力的要求：
顶锚杆及帮锚杆螺母拧紧力矩均不小于100Nm,顶锚杆锚固力不小于60kN（19.5MPa），帮锚杆锚固力不小于40kN（13MPa）。
初喷前要清除帮、顶危矸、悬矸及浮煤矸，两帮基底碎矸必须清理干净，不准"赤脚、穿裙"。
锚杆托盘及锚网要与巷道围岩表面接触严实，托盘上不准加垫木头、石块或多加托盘，以确保锚固力有效地支护围岩。
（4）、每班必须对作业碛头退后已有巷道进行巡回检查，发现有失效锚杆或开裂的巷道要及时处理或维修加固，确保支护安全可靠、退路安全畅通。
（5）、严格控制周边眼距、方向及角度，同类炮眼的眼底要落在同一平面和截面上。
（6）、巷道掘进必须采用光面爆破，眼痕率达50%以上，超挖大于250mm时，应采取增打锚杆的方法加强支护。
3、采用锚杆支护时，安装树脂锚杆工艺和要求：
⑴、眼深误差不大于20mm，锚杆眼要直，用扫眼器清扫干净锚孔内的浮尘及积水。
⑵、根据设计的锚固长度，用杆体将树脂锚固剂推至孔底，启动搅拌器匀速推进到孔底旋转进行搅拌。
⑶、搅拌时间：
超快速树脂锚固剂搅拌时间15秒，快速20-30秒，搅拌停止后，不准晃动或移动杆体，否则影响锚固效果。
⑷、等待时间：
超快速树脂锚固剂为30-60秒，快速为90-180秒，待锚固剂完全固化后，方可上托盘，拧紧螺母即可承载。
⑸、顶部锚杆施工时应由外向里，由顶到帮逐个、逐排进行，要打一眼安装一眼，不得在所有锚杆眼施工完后再安装锚杆。
⑹、锚固剂搬运时要注意轻拿轻放，且上部不得有其他重物或尖锐器具碾压，防止压破或扎坏锚固剂药卷，禁止摔撞。
4、采用锚网喷联合支护时，喷射砼的要求：
⑴、初喷要紧跟迎头，喷射表面平坦，保证砼均匀密实，在正常的工作风压下，喷嘴和喷面最好保持垂直，最低夹角不小于75度。
⑵、喷射前必须先用水冲洗巷邦，喷射后洒水保养，保养时间不少于一周，喷射厚度要达到设计要求，一次喷厚不够的要复喷。
⑶、喷射作业应分段进行，每段1--1.5m，喷射顺序先墙后拱，从下向上进行，先凹后凸分次喷射。
⑷、喷射时，喷头距岩壁不得超过1m。
喷射人员应配两人，一人持枪喷射，一人在后方辅助照明，观察顶板及喷射情况，以保证安全和喷射质量。
⑸、喷射人员要搞好个人保护，防止回弹料或废水伤人。
准备工作就绪后，喷射人员掌好喷头后，才可开动喷浆机。
喷射过程中，如发现异常情况，必须立即停机。
⑹、操作喷浆机应遵守给风、开机、给水、上料的顺序，结束时正好相反，停料、停水、停机、停风。
上料时做到连续均匀。
⑺、向喷浆机上料的人员要注意所处位置的安全。
⑻、处理堵塞的喷浆管路时，在喷枪口前方及附近，严禁有其他人员，以防突然喷射和管路跳动伤人。
第四章施工工艺
第一节施工方法
掘进方式为炮掘，装运方式使用耙斗装岩机或人工装入1.0t矿车内，经人力运输配合机车运输经由主平硐出井。
1、爆破器材：
选用煤矿许用MFB-100型放炮器起爆，放炮线选用煤矿许用专用爆破母线。
2、炸药、雷管的选择：
采用安全等级不少于1级的煤矿许用炸药，可使用煤矿许用1号乳化炸药或煤矿许用2号乳化炸药（注：
过地质构造段或有瓦斯涌出时必须采用煤矿许用2号炸药）、煤矿许用毫秒延期电雷管（最后一段的延期时间不得超过130ms）进行爆破。
3、封孔材料：
黄泥及水泡泥，炮眼封孔长度不少于500mm。
4、联线方式：
采用串联，一次装药一次起爆。
第二节凿岩及施工方式
1、施工及凿岩方法
施工方法：
采用普通钻爆法，风动凿岩机YT—28型打眼放炮掘进，即炮掘。
凿岩方法：
该巷爆破钻眼硬岩部分采用YT—28型凿岩机二台、一字型钻头，中硬碳素钢2.0m六方棱钎子三根；软岩或煤层采用煤电钻或风煤钻钻孔爆破，螺旋式煤钻杆三根配用螺旋式煤钻头。
支护锚杆钻孔采用MQT-120型锚杆钻机二台，锚杆机钻杆B19-1m、B19-1.6m、B19-2m各二根并配用ø28锚杆钻头等。
2、工艺流程：
安全检查→打眼→装药连线放炮→排放炮烟→处理安全隐患→临时支护（含危岩处理）→出矸→永久性支护。
3、施工工序：
过地质构造带时，掘进与支护必须交替进行，支护必须及时跟到碛头。
第三节爆破作业
1、爆破原始条件表
爆破原始条件（表一）
名称
单位
数量
名称
单位
数量
巷道掘进断面
㎡
13.38
炮眼数目
个
41
岩石的坚固性系数
2～6
雷管数目
个
27
炮眼深度
m
2.0
总装药量
Kg
17.2
2、炮眼布置三视图示意图
注：
周边眼必须用泡泥封实。
3、装药量及起爆顺序表
装药量及起爆顺序（表二）
眼
号
眼
名
眼
数
（个）
眼
深
（m）
装药量
起爆
顺序
联线方式
装药
结构
单孔
小计
卷数/个
重量/Kg
卷数/个
重量/Kg
串
联
正
向
装
药
1
掏槽眼
1
2.0
5
1.00
5
1.00
Ⅰ
2～5
辅助眼
4
2.0
4
0.80
16
3.20
Ⅱ
6～9
辅助眼
（一）
4
2.0
4
0.80
16
3.20
Ⅲ
10～13
辅助眼
（二）
4
2.0
4
0.80
16
3.20
Ⅳ
14～17
帮眼
4
2.0
2
0.40
8
1.60
Ⅴ
22～23
顶眼
5
2.0
2
0.40
10
2.00
Ⅴ
24
底眼
5
2.0
3
0.60
15
3.00
Ⅴ
4、预期爆破效果表
预期爆破效果（表三）
名称
单位
数量
名称
单位
数量
每循环炮眼利用率
%
90.0
每米巷道耗药量
Kg/m
9.6
每循环工作面进尺
m
1.8
每循环炮眼总长度
m
82
每循环爆破实体岩石
m³
24.084
每立方米岩体耗雷管量
个/m3
1.12
每立方米岩体炸药消耗量
Kg/m³
0.71
每米巷道耗雷管量
个/m
15.0
第四节装载与运输
一、装岩（煤）方式
迎头使用耙斗装岩机或人工装入1t矿车。
二、运输方式
运输大巷碛头段采用人力推车运输，然后由柴油机车经运输大巷已掘段和主平硐运出井外。
第五节管线及轨道敷设
1、线缆吊挂掘进碛头方向的右侧帮上在距巷道底部不少于1800mm处，电缆钩间距1500mm，管线电缆要吊挂整齐；电话线、探头线、电缆必须保持至少100mm以上间距。
2、管道（压风、防尘供水管等），应布置在掘进碛头方向的左侧在距巷道底部300mm以上，可采用砌磴、搭架或锚桩固定。
3、轨道铺设
⑴、掘进采用11Kg/m钢轨铺设轨道作临时运输，扣件齐全、牢固并与轨型相符，轨道接头的间隙不得大于5mm，高低和左右错接不得大于2mm。
⑵、轨枕的规格符合要求，间距每800mm一块，偏差不得超过±50mm，轨枕下应捣实。
对道床应经常清理，应无杂物，无浮矸等。
⑶、同一线路必须使用同一型号钢轨。
第六节设备及工具配备
主要设备配备表
名称
型号
数量
电机功率
馈电开关
DW80-200
1台
真空磁力开关
QBZ—80
2台
局部通风机
YBT42-2
2台
5.5kw
耙装机
1台
kw
喷浆机
B4
1台
7.5kw
铁锹
15把
手镐
8把
风镐
2把
气体式凿岩机
YT—28
2把
电话
1台
锚杆机
MQT-120
2台
第五章生产系统
第一节一通三防
一、掘进工作面风量计算
1、施工过程中，采用压入式通风；局部通风机及其启动装置安装在运输大巷硐室开口处往平硐出口方向退后至少20米外的进风风流中，严禁拉循环风。
2、局部通风机及启动装置安装必须上架，离地面高度不少于0.3m，并垫平楔稳防坠、防滑。
采用ø=400mm煤矿用阻燃抗静电胶质风筒供风，风筒吊挂必须做到逢环必挂，吊挂平直；搭接应由外向内沿出风侧在内，入风侧在外进行搭接，并反边压接；转弯必须使用转弯接头或刚性风筒搭接，以降低通风阻力和减少漏风；风筒吊挂、转弯不得挤压和损坏，发现风筒破口要及时粘补或更换，以免影响迎头风量；不同直径的风筒不得掺混搭接和使用。
3、风量计算
1、按瓦斯涌出量计算
Q掘＝100QCH4.KCH4
式中:
Q掘—掘进工作面实际需要风量（m³/min）
QCH4—掘进工作面绝对瓦斯涌出量（m³/min）
KH4—瓦斯涌出不均系数（取1.6）
100×0.7×1.6＝112m³/min
2、按炸药量计算
Q掘＝25×A
式中：
A—掘进工作面一次爆破的最大炸药用量（取6.60）
25×6.6=165.00m³/min
3、按井下同时最多工作人数计算
Q掘＝4·N（m³/min）
式中:
N—掘进工作面同时工作最多的人数（取12人）
4×12＝48m3/min
4、按局扇安装位置实际吸入风量计算
Q掘≥Q扇＋0.15×60×S巷
式中:
Q扇—局扇实际吸入风量（取100）
S巷—安装局扇巷道的断面（取6.89m2）
100＋0.15×60×6.89＝162.01m³/min
5、按风速进行验算
按掘进工作面最小风速验算掘进工作面最小风量
Q≥60×0.15×12.28=110.52m³/min（断面取12.28m2）
按最高风速验算掘进工作面最大风量
Q≤60×4×12.28=2947.2m³/min（断面取12.28m2）
通过分别计算和矿现实际，最后确定本巷道掘进所需风量为165.0m³/min。
根据以上计算，掘进工作面采用型号为YBT42-2防爆局部通风机，风量范围90～180m3/min，功率5.5KW。
掘进工作面需风量在局部通风机供风范围内，局部通风机选型符合要求。
风筒选用直径400mm的煤矿许用阻燃抗静电风筒，能满足以上计算要求。
4、供风方式：
采用压入式供风。
二、局部通风机安装地点和通风系统
1、局部通风机安装地点
局部通风机及其启动装置安装在运输大巷硐室开口处往平硐出口方向退后至少20米外的进风风流中，且该处巷道中的最低风速不得小于0.15m3/s，严禁拉循环风。
2、通风系统
⑴、新鲜风流
新鲜风流通过运输大巷的局扇→风筒→掘进工作面迎头
⑵、乏风
乏风由掘进工作面迎头→人行上山→总回风巷→地面
附图：
通风系统及局部通风机安装位置图
第二节压风
压风系统：
⑴、压风由OGFD-22/8型螺杆式空气压缩机由地面→主平硐→作业点。
⑵、压风管经地面压风机房至主平硐及运输大巷采用Ø108无缝钢管，作业点采用2寸高压风管。
主要技术参数：
:
排气量:
22m3/min
额定排气压力:
0.8Mpa
电机功率:
132kw
附：
压风管路系统示意图
第三节综合防尘
1、水源
防尘水由地面蓄水池→回风井→人行上山→作业点。
2、防尘设备
地面消防水池至回风井及回风平硐主管采用2.5寸无缝钢管；人行上山主管采用2.5寸白胶管，作业区采用6分软管
3、防尘方式
⑴、防尘员对分管区域的防尘管路要及时延接，每50米留一个三通，便于洒水防尘。
⑵、溜煤眼、接车点、转载点、巷道交叉口，必须装置喷雾降尘设施。
⑶、掘进工作面迎头50米内有水针，便于装水炮泥，20米内有净化水幕。
⑷、采用湿式打眼、放炮前后必须洒水防尘。
⑸、每天防尘员必须对所管区域的巷道冲洗一次。
附：
防尘供水管路示意图
第四节防灭火
防火系统：
（1）、外因防火：
①所有下井人员严禁携带烟草及点火物品，严禁穿化纤衣服入井。
所有下井人员必须携带自救器，严禁在井下拆卸，敲打矿灯。
做好个人的避灾保护。
②井下电工及维护人员等不得带电检修、搬迁电气设备，井下使用的电器设备必须确保防爆、隔爆、无失爆。
③严禁用动力线爆破，爆破母线严禁有明接头，严禁放明炮、糊炮，加强爆破管理。
④加强电气设备管理保养和维修。
耙斗装载机移动电缆必须随时检查，严防拖或移动时刮坏外皮引起漏电，杜绝摩擦火花及撞击火花的产生。
（2）、防火措施
①电器设备着火时，应先切断电源，在未切断电源之前，只准使用不导电的物件或材料进行灭火。
②巷道内要备有两台干式灭火器，且距离迎头最大距离不得超过30m。
③任何人发现火灾时，应视火灾性质，现场情况，立即采取一切可能的方法直接灭火，并向调度室汇报。
④保持巷道内有足够的新鲜风流，严禁随意停、开局部通风机。
⑤每班要对本区域的巷道洒水降尘，防止火灾发生。
（3）、内因防火
①空顶空帮处要用喷浆料或混凝土填实，严禁使用可燃材料充填；不得伪造假顶假帮，防止瓦斯积聚。
②巷道交接处浮尘清理干净并装运出井。
第五节安全监测监控系统
瓦斯监控设备的安设：
1使用设备KJ28A型甲烷传感器,监侧仪主机为KJ90N,矿井监测系统为KJ90N（A）。
2掘进工作面必须安装瓦斯断电仪并实现“两闭锁”。
②甲烷传感器安装位置：
应布置在巷道的棚顶上方，不影响行人行车，安装维护方便，要垂直悬挂，距棚顶不得大于300mm,距巷道侧帮不得小于200mm。
距掘进迎头风筒出风口退后不大于5m处（风筒侧面）和距掘进回风口不大于15m处各安设一个。
③报警、断电、复电瓦斯浓度及断电范围为：
报警浓度0.8%、断电浓度≧1%、复电浓度﹤1%，断电范围为掘进工作面巷道内的所有非本质安全型电器设备（局扇除外）。
附：
掘进工作面瓦斯传感器安设示意图
第六节供电系统
1、电由地面变压器→配电室→主平硐→运输大巷→作业点。
2、电压等级660V。
3、电缆线选用：
3×50mm2+1×35mm2煤矿许用阻燃橡套电缆
第七节运输系统
1、运料路线及设备：
材料由地面料场→主平硐→运输大巷→作业点。
矸石运输采用1.0t矿车，材料运输采用专用料车进行运送，井下采用5t矿用防爆柴油机车进行运输。
2、运矸路线：
作业点→运输大巷→主平硐→地面矸石山。
运矸石设备迎头使用耙斗装载机或人工装入1.0t矿车。
附：
阳光煤矿巷道布置及本工作面运输示意图
第八节通讯和信号
通讯和信号经专用通讯线由地面→主平硐→运输大巷→作业点，再与井下各工作地点电话进行连接接通，确保井上下调度通讯畅通。
第六章劳动组织及主要技术经济指标
第一节劳动组织
一、劳动组织
㈠、作业方式、劳动力配备表、劳动组织图表
1、工作制度：
采用“二八”工作制度，过地质构造带采用“三八”工作制度。
2、作业方式：
每日两掘或两掘一喷。
3、劳动组织图表
工种
在册
人数
实出勤
出勤率%
一班
二班
三班
在册
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