掘进工作面作业规程.docx

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掘进工作面作业规程

掘进工作面作业规程

掘进工作面,规程,作业

攀枝花龙蟒煤业有限责任公司

（岔河煤矿）

掘进工作面作业规程

工作面名称：

+1335C7煤层三平巷掘进

编制人：

吕阳杰

审核：

矿长：

公司技术负责：

编制日期：

2010年8月23日

会审意见

会审单位及人员签字

职务姓名时间职务姓名时间

生产副总矿长

安全副总施工负责人

公司技术负责矿技术负责人

技术科生产调度室

安全监察科

通风

机电

第一章概况

根据岔河矿2010年采掘计划，为更了解+1355c7煤层走向，经矿区和公司领导研究决定，在+1355南翼布置一掘进工作面。

第一节概述

工程名称+1335C7煤层三平巷掘进工程量200m

用途+1355MC7煤层走向煤岩别煤巷

施工控制中线N107°施

工始终点

标高1355

～1367

腰线上1米下0.8米坡度3%—5%

支护方式金属棚支护装运方式人工装车，人力运输

通风方式5．5KW局部通风机压入式通风所需风量85（m3/min）

所需设备煤电钻、矿车、凿岩机、相关配套电器设备及其他工具。

预计开工日期2010年8月预计竣工日期2010年11月

第二节编写依据

1、煤矿安全规程有关采掘、一通三防、爆破、机电运输等规定。

2、全年采掘计划。

3、现场收集的相关资料。

4、地质情况简述（说明遇有小窑、断层、透镜体及其他变化情况）：

总体上来看是一个向北西扬起,向南东倾没的复式向斜构造,地层产状多变,但其构造形态为单斜构造,区内南北两端褶曲较发育,断层较少，该区地质情况较简单，对整个掘进施工影响不大。

第二章地面位置及地质情况

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况

待掘巷道地面相对位置为山地，地面标高+1475～+1495m；井下位于B14背斜以南；附近C6煤层已开采，对本次掘进巷道无影响。

第二节煤（岩）层的赋存特征

1、巷道煤、岩层

本次掘进巷道长约200米，沿+1335C7煤层掘进，C7煤层厚度0.0-4.78米，本工作区厚度约0.9-1.2米，煤层结构复杂夹矸2-5层，夹矸岩性为泥岩，夹矸厚度0.20米，纯煤厚0.7-1.0米，平均厚度0.9米，区内局部可采。

煤层伪顶为泥岩，直接顶，底板为砂岩，底板细粉砂岩含植物碎片化石。

2、围岩特征：

本工作区主要揭露岩层为上三叠系大荞地组（T3d）红果段三亚段（T3h），分布在矿井中部，平均厚度334.50m，呈南厚北薄变化；岩性主要为灰色厚层状中~粗粒长石石英砂岩，次为厚层状砂砾岩、砾岩和灰色-深灰色薄层状、中厚层粉砂岩等碎屑岩组成，常见石英细脉充填或穿插于节理裂隙间，本工作区岩层倾角平均为30°左右。

3、柱状图

4、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数

根据攀枝花市安全生产监督管理局“关于对攀枝花一立煤业有限公司金民煤矿等29家煤矿2008年度矿井瓦斯等级鉴定结果的批复”（攀安监[2008]242号），岔河矿井绝对瓦斯涌出量1.196m3/min，相对瓦斯涌出量10.261m3/t，属高瓦斯矿井。

2009年8月公司委托三维红坭矿业有限责任公司对岔河矿井进行了2009年度矿井瓦斯等级鉴定：

绝对瓦斯涌出量为0.595m3/min,二氧化碳绝对涌出量为0.373m3/min。

矿井无采煤工作面，未定级。

煤层无自燃发火倾向性，发火等级Ⅲ，煤层无爆炸危险性。

第三节地质构造

该掘进区域地层属单斜褶曲一翼，通过其他煤层巷道揭露地质情况看，未发现断层，对掘进施工本巷道无影响。

第四节水文地质

该掘进区岩层富水性中等岩层，巷道一般只有滴水现象，主要受大气降水，通过地表渗透而导致井下巷道出现局部淋水，正常涌水量0.08L／min,最大涌水量0.3L／min。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置及特征表

1、巷道布置：

本次掘进巷道长约200米，沿+1355C7煤层走向方向掘进。

（见巷道平面设计图1：

2000，局部）：

第二节矿压观测

由于该区岩层倾角较缓，倾角在30°左右，岩层为近南北走向，岩性主要为灰色厚层状中~粗粒长石石英砂岩，次为厚层状砂砾岩、砾岩和灰色-深灰色薄层状、中厚层粉砂岩等碎屑岩组成，岩层整体结构稳定。

通过对该区煤岩层原有巷道支护观察，巷道顶部压力不是很明显，东西方向的挤压力也不大，故此，巷道的整体来压也就不大，对整个巷道也无大的压力影响。

第三节支护设计

一、巷道断面形状及规格尺寸（1：

50,mm）

正视图

前探支护

侧视图

第四节支护工艺

支护说明及支护材料:

该巷道为沿煤层倾向掘进，净宽2.0米，高1.8米，金属棚支护，排距1米；选用9KG/m矿工字支护。

支护说明表

第四节支护工艺

一、支护材料

巷道施工遇软岩段或见煤层处使用连锁矿用工字钢棚进行支护，采用9#矿用工字钢加工的支架架设，背板1200mm×200mm×20mm（长×宽×厚）桉树板；超前支护3米长8kg／m的轨道两根，铁链吊环4个。

二、支架安设工艺

1、半煤巷（全煤）设计为梯形断面，采用9#矿用工字钢梯形金属棚支护，上净宽1.2米，下净宽2.0米。

半煤岩（全煤）支护棚距1.0米，支架到碛头的控顶距离最大1.0米，最小控顶距0.2米。

棚梁与棚腿接合处，必须垫木垫板，木垫板厚度0.01米。

打顶撑木均不少于2根，两帮木背板不少于3块，棚梁上不少于4块，将帮顶背实刹牢，其余空帮空顶处用刹杆、竹笆等封刹牢固（见巷道支护图）。

2、临时支护：

因该煤层煤质中硬，较稳定，为此在木棚和碛头之间（包括煤层超前掘进及下帮挖底部分）采用前探梁作为临时支护，前探梁采用两根3米长的8公斤/m钢轨架设，用铁链4根捆扎于第一架和第二架支架的顶梁上，前靠碛头煤（岩）帮突出处，前探距离不超过1米（超过1米的立即支上金属棚），钢轨上铺设4厘米厚的木板作防护板，防护板用铁丝捆扎于前探钢轨上。

3、支架架设：

①量好棚距、挖基础、掏柱窝→②拆除前探梁，清顶。

立腿，要按中线、腰线、棚距调整腿位，棚腿的岔角为80°，符合要求后钉好拉手，腿弯部位要朝向巷帮→③上梁，要根据巷道的高矮选择垫脚物进行操作，过高时可用制动稳定的矿车作垫脚物上梁，行动要统一，梁的弯曲部位应朝上→④背顶、背帮，要按本规程规定刹好帮顶，打齐打紧楔子。

必须由外向里逐架进行，前探梁支护时可在临时支护时上好背板。

4、架棚之前和架棚过程中，必须要坚持“敲帮问顶”制度，清除活石、浮石和伞檐。

当空顶超过作业规程的规定、顶板不好和一时无法排除或找不出来的已经断裂、离层的松动岩石，必须用探顶杆或临时顶子支护，确保不掉矸冒顶，只有经过检查确认安全时，人员才能进入碛头架棚。

5、支架无歪扭现象，要从严架设，保证质量，不可违章，不能出现无效棚、应付棚等不合格支架。

挖好棚腿窝，棚腿窝深度150--250mm左右，挑去伪顶伪底岩块，棚腿必须插在坚实的底板岩石上，有时要穿鞋。

遇断层、褶曲等地质变化、巷道压力大、帮顶围岩破碎不稳定时，及井巷交叉口处，棚距应加密至0.5米。

6、维护、恢复作业时，至少有三人进行，必要时报告领导，采取下列措施进行处理：

（1）工作中要有安全退路，必须保证在发生冒顶堵塞巷道时，有人员撤出的出口；在独头巷道翻修时，必须由外向里逐架进行，作业点以里及下方严禁有人作业或滞留，并严格执行《巷道维修工安全操作规程》。

要有专人监护看好安全，检查通风瓦斯、照看过往车辆。

（2）处理顶帮浮石、煤块时，必须站在支架下面安全地方，用1.2米以上的长撬棍处理，不准在空顶下作业！

（3）更换棚子或处理冒顶时，首先要用临时顶子加固处理地点及附近的棚子，进行敲帮问顶。

处理地点顶板破碎，压力大时要采取前探杆或临时抬棚进行临时支护。

永久支护上需打木垛时，操作人员要贴帮站，打木垛时要上注意顶帮，下要注意人和车辆。

有电缆时要先切断电源。

更换棚子必须先打上替身支护，拆一架必须架一架，不准多拆。

（4）更换棚腿，必须先在棚梁下打上临时支柱。

更换棚梁时，要先立好棚腿，3米以下梁头可两头一起上，3米以上梁头必须先上好一头，由人扶住后再上另一头。

（5）在铺设有电缆、电线、管路等的巷道内维修时，要切实保护好电缆、电线及风水管路，维修完毕要按原样敷设好。

（6）维修巷道需要放炮时，要将附近15米的电气设备及管路认真遮护，分次少装药放震动炮，每次放炮完毕都要进行帮顶及支架检查，顶帮浮石要用钎子撬掉。

崩倒的棚子要及时扶好。

拉底时要给巷道的棚腿留一定的保护台阶。

7、遇宽帮高顶，必须用长把工具找净帮顶的浮石、伞檐，同时必须有专人负责观察帮顶及支护的情况，确认安全后方可继续作业。

接顶时，棚子上的木垛要接住顶板，刹帮要牢靠。

巷道挖底部分必须及时充填好，要稳固，防止滑落伤人，掘进过程中不准随意开挖上帮。

8、应按巷道设计断面施工，巷道规格不够的不准架棚，处理合格后方可再架。

已有巷道人行道宽度不够的，必须在巷道的一侧设置躲避硐，2个躲避硐之间的距离不得超过40米，躲避硐宽度不得小于1.2米，深度不得小于0.7米，高度不得小于1.8米，躲避硐内严禁堆积物料。

必须确保巷道宽度（道碴面起1.6米高度内）不小于1.5米，要能满足运输、通风等的需要。

第四章施工工艺

第一节施工方法

本巷道为煤巷掘进，采用全断面一次放炮。

掏槽眼布置在煤层中，本煤巷煤厚1.2米。

视现场煤岩层变化灵活调整炮眼布置及装药量，保证巷道成型良好。

第二节凿岩方式

1、采用打眼放炮的掘进方法进行掘进。

2、打眼使用MZ—1.5煤电钻两台（一台工作，一台备用）。

第三节爆破作业

煤巷爆破作业，炸药使用3#煤矿许用炸药，毫秒电雷管起爆。

起爆使用MFB—100型发爆器起爆，联线方式为串联（见爆破说明表）。

1、炮眼布置（三视图，1：

50,mm）：

说明：

（1）槽眼布置于煤层内，根据煤层具体情况调整炮眼布置和装药量。

（2）掏槽眼深1.3米，其他炮眼深度1.1米，循环进度1.0米。

（3）煤岩层分别采用毫秒爆破。

（4）采用MZ—1．5煤电钻打眼。

（5）打眼时，煤岩壁应清理平直，无伞檐，并挂上前探梁。

（6）采用串联联线，正向连续装药，MFB50或100型发爆器放炮。

封泥长度不小于0.5米，炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥或用不燃性的、可塑性松散材料制成的炮泥封实。

严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥。

（7）围岩破碎或压力大等时应浅打眼（1米深左右）、少装药（不多于400克），分次放小炮（采用瞬发雷管，每次最多爆两个炮眼），以减轻对围岩的振动。

2、爆破说明表：

序号炮眼

名称眼号眼深每眼

装药量合计

装药量段号起爆

顺序

1槽眼1.2.31.30.41.211

2辅助眼4.5．6．71.10.41．631

3辅助眼91.10.40.412

4周边眼8．10．11．12．131.10.63.032

合计6．2

2、爆破指标及材料消耗：

矿井瓦斯等级高瓦斯炮眼利用率87%

掘进断面2.88米2一循环进度1.0米

岩石硬度系数f4-6一循环雷管消耗量13发

炮眼个数13炸药种类煤矿许用3号

炮眼深度1.1-1.3米一循环炸药消耗量6．2Kg

第四节装载与运输

一、装岩方式

1、待工作面炮烟排出，检查完瓦斯，支设好临时支护，进入工作地点，开始装运工作。

2、进入作业地点时，首先由班长和有经验的老工人对爆破后的工作面及其附近顶板、支柱等进行全面检查，严格进行敲帮问顶，及时清除顶帮危岩、浮矸和伞檐，具体方法是：

人员站在安全地点，一手轻托顶板，一手用长把工具由轻到重敲击顶板，根据声音及对手的振动情况判断岩石是否离层。

如果声音沉闷、空响、对手振动大说明岩石已经离层，人员应站在安全处用撬杠处理下来。

对因放炮而震坏或崩倒的支柱重新补支或扶正，并背实背严两帮，支设好临时带帽顶子支护到碛头，确保安全。

3、在往下放煤的过程中，上山碛头必须停止作业，并且要把钻具等悬挂固定在有支护的安全位置。

并且不得将大于30厘米的煤、矸石直接下放，必须用大锤打碎后再下放。

下放煤时，必须保护好上山巷内的管线和通风设施。

4、在往下攉煤的过程中，攉煤工必须相互前后照应（必须是两个人能互相看得见，且不大于3米远，否则只能一处攉煤），下面人员必须在上部设一挡板，挡板高度不低于0.4米，防止上部人员在往下攉煤时，避免将下部人员打伤。

5、攉煤工必须在攉煤过程中，要随时进行敲帮问顶，若在攉煤过程中发现有支护松动、脱落等情况，必须立即停止攉煤，待支护处理好后再继续攉煤。

6、在攉煤时，巷道里堆积的煤不得超过该巷断面的1／3。

7、从上山内往下走的过程中，下面的第一个人必须将上山内的浮石、煤矸清理下放，防止从下往上的时候，滚矸伤人。

从下往上时，在下口必须先抖动风筒或安全绳，将浮石抖掉。

8、上山内必须固定安全绳，安全绳必须5米一段分段系牢。

9、装车工在装车时不得正对上山口，防止滚矸伤人。

二、运输方式

煤炭经溜槽自溜至在+1272MC7煤层南运输巷,采用KUF1.1-6翻斗式矿车，由CCG3/600型矿用防爆柴油机车集中牵引出井到地面煤仓。

第五节管线及轨道敷设

在掘进施工中，所铺设的电缆、供水和排水管路、供风管路、风筒等均应按规定的位置吊挂牢固整齐。

1、风水管路的接头要严密，不得漏风、漏水。

供风和防尘管路使用φ50mm无缝管，距工作面20m范围内使用φ20mm胶管。

通讯、监控、电缆线挂钩必须两米设置一个。

2、各种管道、线缆、设施、轨道的布置要求与尺寸

第六节设备及工具配备

设备及工具配备情况表

序号设备工具名称型号单位数量备注

1局部通风机Ytb-5.5台2一台工作、一台备用

2开关QBZ-2X80台1局扇用

3煤电钻综保ZBM-4.0台1煤电钻供电

4开关QBZ-80台1控制煤电钻综保

5煤电钻MZ-12台2一台工作、一台备用

6

7

第五章生产系统

第一节通风

第一节通风

施工过程中采用压入式通风方式，局部通风机安设在+1272M～+1335MC7煤层人行上山距回风巷口10m外的新鲜风流中。

一、掘进工作面风量计算

独立通风的掘进工作面实际需要的风量应按瓦斯或二氧化碳涌出量、炸药用量、人数和局部通风机实际吸风量等规定分别进行计算，并选取其中最大值。

1、按瓦斯涌出量计算：

Q=100×q×k

Q=100×0.08×1.4=11.2m3／min

式中Q———掘进工作面实际需要风量

q———掘进工作面瓦斯绝对涌出量

100——单位瓦斯涌出配风量，以回风流瓦斯浓度不超过1%的换算值。

K———掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，此处取1.4。

2、按炸药量计算：

Q=25×A（A——掘进工作面一次爆破的最大炸药用量）

Q=25×3.4=85m3／min

3、按每班最多人数计算：

Q=4×N

Q=4×7=28m3／min

二、局部通风机、风筒规格选型

1、局部通风机吸风量的确定：

Qf=Qj／（60×φc）

Qf=85／（60×82%）=103。

6m3／min

式中Qf——局部通风机吸风量

Qj——掘进工作面需风量，按炸药需风量取值

φc——风筒有效风量率，%；取φc=82%

2、根据局部通风机吸风量确定，选用YBT—5.5型局部通风机（5.5kW）可以达到要求。

3、风筒采用抗静电、阻燃风筒，直径为φ500mm，风筒要吊挂平直，缓慢拐弯，保证风流畅通。

三、掘进工作面全压风风量计算：

按照《煤矿安全规程》规定：

局部通风机安装地点到回风间，煤巷的最低风速不得低于0.25m/s，最后确定全风压给掘进工作面的风量。

Q掘全=Qf+15S

Q掘全=103。

6+45=148。

6m3／min

式中：

Q掘全——全风压供给掘进工作面的风量，m3／min；

Qf——掘进工作面局部通风机的实际吸风量，m3／min；

S——局部通风机安装地点的巷道断面，m2;S=3m2。

风量确定：

掘进工作面需风量90m3／min，局部通风机吸风量110m3／min，安设局部通风机地点全风压风量155m3／min。

三、掘进工作面风量验算

1、按最低风速验算

煤巷掘进工作面最低风量

Q煤≥q.S煤

Q煤≥15×2.88≥43.2m3／min

式中q——最低风速系数，取q=15

S煤——断面积

2、按最高风速验算

岩巷掘进工作面最高风量

Q煤≤240×S煤

Q煤≤240×2.88≤691.2m3／min

式中240——换算系数

S煤——断面积

3、按掘进工作面温度和炸药量验算

炸药量（kg）＜55～20

温度（℃）6以下16～2223～26＜1616～2223～26

需风量

（m3／min）405060506080

温度为25℃、炸药量在5kg至20kg时风量为85m3／min。

4、按有害气体浓度验算

回风流中瓦斯或二氧化碳浓度不得超过1%，即

Q=P瓦／Q掘≤1%

=0.08/85=0.0009%<1%

四、局部通风机安装地点

局部通风机安装地点设在+1272M～+1335MC7煤层人行上山距回风巷口10m外的新鲜风流中。

此处全风压风量大于局部通风机吸风量，且可以保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风道口之间的最低风速。

附:

通风系统图

第二节压风

风源来自+1227M水平地面空压机房，选用MLGF-10／8G型空压机一台,分别用φ108mm及φ50mm无缝钢管和φ20mm胶管送到工作面。

每隔100m安设一个阀门。

机房风压为0.8Mpa，工作面风压不小于0.4Mpa。

压风系统路线：

主井口空压机房→+1227m主平硐→+1227MC6运输巷→管线上山→+1272MC6运输巷→C6人行上山→回风石门→C7人行上山→掘进工作面

附：

压风系统图

第三节综合防尘

防尘水源：

来自+1325m防尘水池。

分别用φ108mm、φ25mm无缝管和φ20mm胶管送到工作面。

每100m安设一个三通，工作面外设1道喷雾。

在距工作面6～15m内安设防爆喷雾，距工作面50m内设一道全封闭常开水幕，掘进工作面的回风口混合风流20m范围内设一道全封闭常开水幕。

采用湿式打眼，使用水炮泥、爆破喷雾、装岩洒水、冲刷岩壁、净化风流等综合防尘措施。

防尘系统：

+1325m防尘水池→+1272mC6运输巷→+1272m管线下山→+1227mC6运输巷→C6人行上山→回风石门→人行上山→工作面

附图：

防尘系统示意图

第四节防灭火

该工程均采用爆破喷雾降尘；相邻煤层无自燃发火倾向和火区，防火的重点是电缆、机械摩擦和人为火灾。

工作面旁边均备有砂子，可直接灭火。

防火水源来自防尘管路供水。

防火系统：

+1325m防尘水池→+1272mC6运输巷→+1272m管线下→+1227mC6运输巷→C6人行上山→回风石门→人行上山→工作面

第五节安全监控

一、便携式甲烷报警仪的配备和使用

矿各科室管理人员、区队长、技术员、爆破工、班组长和流动电钳工等下井时都必须携带甲烷报警仪，对所经过的路线地点随时进行瓦斯检测。

放炮员每次放炮时进行“一炮三检”工作，并做好记录；班组长应把常开报警仪挂在掘进工作面5m范围内无风筒一侧，随时对工作地点进行瓦斯检测；电钳工在检修地点附近20m范围内检查甲烷气体浓度，有报警信号时必须停止作业、进行处理。

二、甲烷传感器的配备和使用

掘进工作面采用KGJ7型甲烷传感器，通过+1272m监控2#分站与矿KJF2000N安全监控系统相连，按规定必须设置掘进工作面的甲烷传感器，距掘进工作面回风口5～10m以内安设一只甲烷传感器,斯报警浓度设为大于或等于1.0%，瓦斯断电浓度设为大于或等于1.0%，复电浓度设为小于1.0%。

距工作面不得大于5m设置一只甲烷传感器，斯报警浓度设为大于或等于1.0%，瓦斯断电浓度设为大于或等于1.5%，复电浓度设为小于1.0%，断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。

并且应有防炮崩措施，具体布置在巷道上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm，且该处巷道顶板要坚固、无淋水，不得悬挂在风筒出风口和风筒漏风处。

安全监控设备必须定期进行调试、校正，每月至少一次。

甲烷传感器、甲烷检查设备，每7天必须使用校准气样和空气样调校1次，每7天必须对甲烷超限断电功能进行测试。

安全监控设备发生故障时，必须及时处理，在故障期间必须有安全措施。

必须每天检查安全监控设备及电缆是否正常，使用便携式甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测仪与甲烷传感器进行对照，并将记录和检测结果报监测值班员；当两者读数误差大于允许误差时，先以读数较大者为依据，采取安全措施并必须在8小时内对两种设备调校完毕。

附：

安全监测仪器仪表示意图

第六节供电

该工作面掘进施工中，电源来自+1227m水平变电所，供电方式为集中供电。

附图：

供电系统图

第七节排水系统

排水系统：

+1355mC7掘进工作面→人行上山→+1272mC6南运输巷水沟→穿层石门→+1272m主平硐水沟→地面。

附：

排水系统示意图

第八节运输系统

工作面采用人力胶轮车把货物从+1355溜煤眼溜至+1272C6南运输巷，再采用KFU1.1—6翻斗式矿车运输，人力装车，主要运输大巷采用一辆柴油机车（CCG1.1/600FB）牵引出井到地面煤仓。

轨道型号22kg／m，轨距600mm。

附：

运输系统示意图

第九节通讯系统

工作面均安有电话，能够直接与井口调度室、矿部监控室及地面通风机房直接联系。

通讯布置见避灾线路图。

第六章劳动组织与主要技术经济指标

第一节劳动组织

采用“二八”制作业。

一次性成巷。

每班二个循环，循环进度1.0米。

班次

工种人数一班二班三班组合计

班长（兼）112

爆破工112

综合掘进工224

瓦检工1113

合计55111

备注:

其他采掘队长、安全员、矿长等巡回检查人员，可根据实际情况调整工作人员，特种作业人员持证上岗。

第二节循环作业

1、合理安排各道工序，进行平行交叉作业。

2、打乱正规循环的补救措施：

提高效率，缩短循环时间，赶上正规循环作业；适当调整循环进度，力争在本班内抢回，在正规循环后再恢复正常循环进度；组织力量突击，适当增加人员、设备，确保正规循环；本班内抢回循环有困难，可为下班多做一些准备工作，保证下班顺利完成循环。

附：

正规循环作业图表

第三节主要技术经济指标

主要技术经济指标见表

技术经济指标表

序号项目单位指标备注

1每班在册人数人5

2每班出勤人数人5

3出勤率%100

4循环进度m1.0

5直接工效m/工0.2

6日循环进度m/日4.0

7正规循环率%80

8非正规循环率%20

9月进度m/月104

10炸药消耗量Kg/m6.2

11雷管消耗量个/m13

12坑木消耗量m3/m据实而定

13锚杆消耗量根/m

14金属支架架/m1

15水泥背板块/m9

16料石砌碹m

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