51110作业规程11.docx
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51110作业规程11
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称
本作业规程掘进的巷道为51110综采工作面巷道。
二、掘进目的及用途
为了形成51110综采工作面系统，满足该工作面回采、运输、通风、行人和管路敷设等需要。
三、巷道设计长度及服务年限
1、巷道设计总长度1609米，可采面积3.1万平方米，可采储量10.1万吨。
2、服务年限：
至到工作面回采完毕。
四、巷道断面形状和尺寸
巷道设计为矩形，运输巷、运输巷运料通道及探巷锚网支护时净宽4000mm，净高2200mm（运料巷净高2200mm）。
切眼采用矩形设计，先掘出4000×2200mm，后扩为6000×2200mm断面。
附图：
51110综采工作面巷道布置平面图
51110综采工作面巷道断面图
五、预计开竣工时间
本掘进工作面自2011年12月份开工，预计2012年6月份完工。
第二节编写依据
一、设计说明书及批准时间
设计说明书名称为《51110综采工作面设计说明书》。
批准时间为2011年8月。
二、地质说明书及批准时间
地质说明书名称为《51110工作面掘进地质说明书》。
批准时间为2011年8月。
三、矿压观测资料
资料显示，影响掘进的断层较多，过断层破碎带时，顶板压力会明显增大，易出现顶板离层、片帮等情况，必要时加密支护或改变支护方式。
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
表1工作面位置及井上下对照情况
概
况
煤矿层名称
5煤
水平名称
-210
采区名称
51100
工作面名称
51110
地面标高（m）
+87
工作面标高（m）
-50～-120
地面位置
紧邻南水北调干渠（在建）及邢汾高速（在建），西风井西南1000米。
井下位置
及四邻
采掘情况
东至SF1断层，南至51100采区轨道上山，西至51112采空区，北至3DF6断层。
走向长
（m）
406～443
倾斜长
（m）
101
面积
（m2）
43158
434
101
第二节煤（岩）层赋存特征
本区域所采煤层为5号煤，煤层为一宽缓向斜构造，属稳定可采中厚煤层,沥青光泽,煤岩类型为光亮型，煤质类型为1/3焦煤，煤层结构简单。
煤层最大厚度2.7米，最小1.39米，平均厚度1.8米。
该煤层直接顶为厚3.5～7.6米的粉砂岩,灰黑色，水平层理,含植物化石。
直接底为厚3.1～4.96米的粉砂岩，深灰色，含植物化石，含云母片，块状构造。
表2煤层顶底板情况表
煤矿
层顶
底板
情况
顶底板名称
岩石名称
厚度（m）
岩性特征
老顶
细砂岩
2～3.3
灰白色，钙质胶结，缓波状层理。
直接顶
粉砂岩
3.5～7.6
灰黑色，水平层理，含植物化石。
直接底
粉砂岩
3.1～4.96
深灰色，含植物化石，含云母片，块状构造。
老底
细砂岩
4.78～12.75
浅灰色，细粒砂状结构，发育灰色泥质条带，层面含少量白云母及少量植物化石碎片，上部发育较完整，下部发育细小裂隙，较破碎。
附图：
51110综采工作面综合柱状图
第三节地质构造
该区影响掘进的主要构造是断层，由于本地区靠近3DF5、3DF6、SF1、SF2断层，使本采区地质构造相对复杂。
下面断层发育情况详述如下：
表3影响掘进工作面的断层
构造名称
走向
倾向
倾角
性质
落差
对掘进影响程度
3DF5
90
180
65
正断层
18～30
影响大
3DF6
65
155
70
正断层
25
影响大
f511-17
125
215
60
正断层
2
影响大
f511-8
135
225
60
正断层
1.8
影响大
f511-25
100
190
60
正断层
0.5
影响小
f5112-1
75
345
65
正断层
1
影响大
f5112-2
75
165
65
正断层
6.5
影响大
f5112-5
80
350
80
正断层
0.8
影响小
f5112-6
90
180
60
正断层
4.6
影响大
f5112-7
45
135
39
正断层
2
影响大
f511-24
105
195
60
正断层
0.6
影响小
f511-23
100
190
42
正断层
5.4
影响大
f511-11
80
170
65
正断层
5
影响大
f511-14
41
131
60
正断层
4.5
影响大
工作面掘进及回采期间，受断层因素影响，将给掘进、回采工作带来较大的困难，此外，由于51100采区是新采区，区域内断层发育情况不明，是工作面掘进的最大难点之一，掘进时期的顶板管理和防治水也应当得到重视。
第四节水文地质
根据51100采区及临近51112工作面开采资料综合分析，51110工作面水文地质条件相对较复杂，煤层上距底砾弱含水层28～57米，上距野青灰岩弱含水层8～12米，下距大青灰岩含水层62～71米，该区伏青灰岩缺失；面内断层构造、岩溶裂隙较发育，野青灰岩局部富水，大青灰岩含水层十分富水，且水量较大，在f5112-12断层附近，煤层底板下30～40米岩层裂隙较发育且富水，存在大青含水层的补给。
在51110工作面掘进中，主要受局部未疏放的野青灰岩水、底板砂岩水及构造水的影响，预计正常涌水量10～15m³/h，最大涌水量80m³/h。
第五节影响掘进的其它地质情况
本工作面瓦斯涌出量较低，瓦斯绝对涌出量0.07m³/min，对生产无很大影响。
工作面属有煤尘爆炸危险性煤层工作面，爆炸指数32.75～38.11%，掘进时应加强防灭尘工作，防止煤尘爆炸事故的发生。
煤层自然发火期为12～18个月，属Ⅱ类自燃煤层，地温正常，地压正常。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
1、运输巷运料通道的布置
为方便运输巷掘进期间运料和（前期）出煤需要，在51112工作面停采线和51100运输上山之间布置一条运料通道，开口位置在51112运料巷出煤通道3#点后24米，按设计方位角70°26′58″沿5#煤顶掘进，采用锚网锚索联合支护，规格4.0×2.2米，顶板破碎时，改为3.6×2.6米工字钢。
2、运输巷的布置
51110运输巷平行51112运输巷布置，净皮3米，运输巷由运料通道反勾，按设计方位角183°25′51″沿5#煤顶掘进，从51100轨道上山下方通过，和轨道上山净皮6.5米，在51100运输上山76#点后9.5米和运输上山贯通。
贯通后按设计方位角3°25′51″沿5#煤顶正掘，采用锚网锚索联合支护，规格4.0×2.2米，顶板破碎时，改为3.6×2.6米工字钢。
3、运料巷的布置
51110运料巷平行运输巷布置，开口位置位于51100运输上山74#点前29.6米，按设计方位角3°25′51″，和轨道上山净皮5.4米，沿5#煤顶掘进，采用锚网锚索联合支护，规格4.0×2.4米，顶板破碎时，改为3.6×2.6米工字钢。
4、设备通道的布置
设备通道由运料巷反勾，开口位置位于运料巷开口后80.6米，按设计方位角131°19′48″掘进，和51100轨道上山底对底标高贯通，留10米平坡头和6.5米平坡底，采用锚喷支护，规格3.7×3.25米。
5、探巷的布置
为了探清SF2及SF1断层的产状，在运输巷掘进期间，施工2条探巷，探巷1开口位置位于51112探巷F点处，方位角93°10′20″；探巷2开口位置位于运输巷开口后336米,方位角93°25′51″；探巷内使用锚网锚索联合支护，规格4.0×2.2米，顶板破碎时，改为3.6×2.6米工字钢。
探清断层产状后，及时优化工作面设计。
6、切眼的布置
51110切眼沿3DF5断层防水煤柱线布置，切眼长度92.5米，规格4.0×2.2米锚网支护，后扩为6.0×2.2米锚网支护。
7、停采线布置
51110综采工作面停采线布置在f5112-2断层前10米。
8、泵站及干变布置
干变布置在51110运输巷运料通道，泵站布置在51110运料巷和设备通道交叉点以外段。
9、卡轨车布置
掘进期间，4吨卡轨车布置在51110运输巷和运料通道交叉点以外段；回采期间，9吨卡轨车布置在51110运料巷和设备通道交叉点以外段。
第二节矿压观测
一、观测目的：
通过观测安装在顶板的离层的变化推测顶板的位移量，预测顶板冒顶事故的发生。
二、观测对象：
51110掘进工作面各巷道及交叉点的顶板离层仪。
三、观测内容：
观测顶板离层仪（深基点6米，浅基点2米）的变化。
四、顶板离层仪的安装：
1、用φ28mm的钻头在顶板上打眼，深6米。
2、用安装杆将深基点锚固弹簧推至眼底，轻拉一下钢丝绳，确认锚固弹簧已锚住。
3、用安装杆将浅基点锚固弹簧推至距孔口2米轻拉一下细钢丝绳，确认锚固弹簧已锚住。
4、将套管组件（其下端为固定点）沿钢丝绳自下向上顶入钻孔，同时将细钢丝绳从刻度尺端外拉，确保两个刻度坠移动正常，不受任何卡组，并确认套管组件已固定在钻孔中，下端和顶板平齐。
将积水盘安装于套管组件的下方，并联接牢固。
5、将两刻度坠沿各自的钢丝绳自下向上至积水盘的下方，使两刻度坠的初始刻度于积水盘的下面平齐，并使两刻度坠平面对住，用钳子捏紧钢丝绳上的绳卡分别卡住两刻度坠的下面钢丝绳，并卡紧卡牢。
然后截去多余的钢丝绳，确认刻度坠移动顺畅。
6、记录下两刻度坠在和积水盘下面平齐的刻度，即分别为顶板离层仪深部、浅部的初始数据。
五、观测方法
1、测点布置。
正常条件下，巷道每隔30～60米安装一个顶板离层仪。
特殊条件下，断层处、巷道拐弯处、交叉点处必须安装。
2、观测时间，从安装起观测一周，以后每周至少观测一次。
六、数据处理。
掘进边施工、边观测，及时对量测的数据加以分析、判断，并把量测的结果反馈到施工中，从而不断修改设计、补充措施、指导措施。
对于安装一周内浅基点离层累计数据超过30mm，应进行具体分析，属于锚固范围内离层，采取缩小锚杆排距措施；属于锚杆锚固范围以外离层，加密锚索，并及时在后路补打锚索，必要时补加棚子支护，当巷道明显变形但观测离层仪深、浅基点的离层变化不大，则有可能深基点也已离层，必须及时补加棚子支护。
第三节支护设计
一、临时支护
锚网支护临时支护采用前探梁做为临时支护。
前探梁由矿用14#槽钢制作，长度不低于3米，采用顶锚杆和吊环固定（首先将槽钢伸到空顶部分，将钢带梁放置在槽钢上，要贴顶，并将网连好，而后人员站在原支护下进行打锚杆），前探梁上使用半原木或大板接顶，前探梁必须及时跟头。
无法使用前探梁时，要采用带帽点柱做为临时支护，严禁空顶作业。
二、正规支护
本工作面所掘巷道正规支护为锚网加锚索联合支护。
正规支护巷道规格、支护形式及工程量见表4。
表4支护巷道规格、支护形式及工程量
巷道名称
支护规格（米）
支护形式
工程量（米）
运输巷运料通道
4.0×2.2米
锚网支护
100
运输巷
4.0×2.2米
锚网支护
499
运料巷
4.0×2.42米
锚网支护
448
切眼
4.0×2.2米
锚网支护
92.5+92.5
探巷
4.0×2.2米
锚网支护
50+290
设备通道
3.7×3.25米
锚喷支护
37
合计
1609
第四节支护工艺
一、巷道支护
51110综采工作面运输巷、运料巷、探巷和运料通道均采用锚网支护，运输巷、探巷和运料通道断面规格为：
宽×高=4.0×2.2米，运料巷断面规格为：
宽×高=4.0×2.4米。
两巷内考虑到掘进和回采期间的物料码放，均要求每隔150-200米扩一个料场，长度10米，扩帮深度1米。
切眼采用锚网支护，断面规格为：
宽×高=4.0×2.2米，先掘出4.0×2.2米断面，后扩成设计断面：
宽×高=6.0×2.2米；设备通道采用锚喷支护，规格3.7×3.25米
二、锚网支护参数：
根据邢台矿务局《煤巷锚杆支护技术规范》，选用直径Φ22mm、
长度L＝2000mm高强度左旋螺纹钢杆体锚杆；选用树脂锚固剂全长锚固。
以下按自然平衡拱原理计算锚杆支护参数。
（一）有关参数计算（按4.0×2.4m计算）
１、两帮煤体受挤压破坏深度C值：
C=（
cos
-1）h×tg（45-
）
式中：
K--自然平衡拱角应力集中系数，和巷道断面形状有关，该巷道矩形断面取2.8
r--顶板岩层平均容重，取2.4t/m3
H--巷道埋深，巷道平均埋深为207m
B--（残余）固定支撑压力影响系数，按实体煤取1
fc--煤层普氏坚固性系数，fc＝1.0～1.5，取fc＝1.0
Kc--煤体完整性系数，Kc＝0.9～1.0，取Kc＝0.9
α--煤层倾角，取α＝1°～16°，取α＝8°
h—巷道掘进高度，2.4m
Φ--煤体内摩擦角，Φ＝arctgfc＝arctg1.0＝45°,
则:
C＝（
×cos
-1）×2.4×tg（45-
）
＝0.54×2.4×0.41
＝0.53m
２、潜在冒落拱高度b：
b＝
式中：
a--顶板有效跨度之半，a＝2.0m
Ky--直接顶煤岩类型性系数。
当围岩f＝3～4时，取Ky=0.45
fr--直接顶普氏坚固性系数；取fr＝3.5
则:
b＝
＝1.59m
３、两煤帮侧压值Qs
Qs＝KuCr煤〔hsinα＋b*cos
*tg（45-
）〕
式中：
Ku--采动影响系数，2～5，取Ku＝3
r煤--煤体容重，r＝13.5KN/m3
则Qs＝3×0.53×13.5×〔2.4sin8＋1.59×cos
×tg（45-
）〕
＝19.44×0.99
＝19.2KN/m
（二）顶锚杆参数确定
１、锚杆间距D：
D≤
L＝
×2000=1000
根据实际情况取D=950mm
２、锚杆排距Lo：
Lo=
式中：
n--顶板每排锚杆根数，n＝5
N--每根锚杆锚固力，N＝130KN
k--安全系数，2～3；取k＝3
r--顶板岩层容重，r＝24KN/m3
a--巷道掘进跨度之半，a＝2.0m
则Lo＝
＝1.42m
取Lo＝0.9m
３、锚杆预紧力确定
锚杆预紧力不小于80N·m。
４、钢带及顶网
钢带为Φ14mm的A3圆钢制成，长度4.0m，由一条主筋和中间的横筋焊接而成；主筋首尾焊接长度不小于0.1m，主筋间距为50mm。
锚杆托盘为10mm厚钢板制成的规格为130×130mm的碟型托盘，再配一个球型垫。
顶网为4.5×1.0m菱形金属网，网间搭接不小于0.1m，用双股不小于14#铁丝连接，连接间距不大于0.3m。
５、锚固剂
顶锚杆为全长锚固，孔径28mm，使用直径23mm树脂药卷。
锚杆锚固段体积V1、药卷体积V2和锚杆眼锚固段体积V3之间应满足：
V1+V2≥V3
即d12S1+d22S2≥d32S3
式中:
d1——锚杆直径，d1＝22mm
S1——锚杆锚固段长度，S1＝1800mm
d2——药卷直径，d2＝23mm
S2——药卷长度，
d3——锚杆眼孔直径d3＝28mm
S3——锚杆眼锚固段长度，S3＝1800mm
则S2≥
=
=1021mm
选用一卷S2350和一卷Z2350树脂药卷。
（三）帮锚杆参数的确定
１、锚杆长度的确定
锚杆长度应满足，L＝L1＋L2＋L3
式中L——锚杆长度
L1——锚杆外露长度，L1＝0.1m
L2——即C,两帮煤体受挤压破坏深度，L2=C=0.53m
L3——锚杆插入破碎带之外稳定煤体的长度，L3≥0.35m
则L≥0.1＋0.53＋0.35
＝0.98m
根据以往工作经验，帮锚杆长度暂定为1.9m。
２、帮锚杆排距
根据实际情况，为使帮锚杆和顶锚杆保持一致，帮锚杆排距取0.9m。
３、帮锚杆间距D
D＝
式中：
N--设计帮锚杆的锚固力，N＝50KN
K--安全系数，2～3，取K＝3
L0--煤帮锚杆排距，L0＝0.9m
Qs--两帮侧压值，巷道断面形状为4.0×2.4m时，Qs=19.2KN/m则D=
=2.31m
取D=0.9m
帮锚杆采用矩形布置，每排布置3根，间距0.9m,最上根帮锚杆距顶0.2m，向上倾斜15°；最下根帮锚杆距底板0.4m，向下倾斜15°。
４、帮锚杆及锚固剂
帮锚杆孔径为28mm，帮锚杆选用φ16mm，A3钢质钢筋制成的等强度锚杆，其尾部的丝扣用机械滚压而成，锚固段350mm制成“糖葫芦”状；锚固剂选用一卷S2350和一卷Z2350树脂药卷，经计算锚固长度为1250mm。
５、托盘及网
托盘为厚度10mm，规格130×130mm的铁托盘。
帮网为2.2×1.0m的菱形金属网；网间搭接不小于0.1m，用双股不小于14#铁丝连接，连接间距不大于0.3m，铺网时网长边垂巷铺设。
三、锚网支护参数设计
根据5＃煤实际情况，结合以往支护经验，设计本工作面支护参数如下：
1、顶锚杆采用φ22mm螺纹钢锚杆，长度2.0m，锚杆眼孔径28mm，树脂药卷用量为一支S2350，一支Z2350。
顶锚杆每排布置5根，顶网采用菱形金属网，规格为4.5×1.0m；网间搭接要≥100mm，用双股不小于14#铁丝联接，间距不大于300mm。
锚杆托盘为10mm厚钢板制成的规格为130×130mm的碟型托盘，再配一个球型垫。
2、帮锚杆采用φ16mmA3圆钢锚杆，长度1.9m,孔径28mm,树脂药卷用量为1卷S2350，1卷Z2350，帮锚杆矩形布置，每排3根（顶板倾角大时，上帮布置4根，以最下排距底板不超过400mm为原则），帮网采用2.2×1.0m菱形金属网，网间搭接要≥100mm，用双股不小于14#铁丝联接间距不大于300mm，托盘为厚度10mm，规格100×100mm的钢托盘。
帮网铺设时长边垂巷铺设。
3、顶锚杆间距为950mm，排距为900mm,间排距允许偏差±100mm；帮锚杆间距为900mm，排距为900mm间排距允许偏差±100mm（根据不同的地质条件随时调整间排距）。
4、顶锚杆：
预紧力：
≥80N·m，锚固力：
≥130KN；外露长度：
≤50mm；锚杆角度：
两端≥75度，其余要垂直顶板。
5、帮锚杆：
预紧力：
≥50N·m；锚固力：
≥50KN；外露长度：
≤50mm；锚杆角度：
上下两端15度；最上一排帮锚杆距顶板不得超过200mm，最下一排距底不超过400mm，否则必须补打。
帮锚杆最多滞后迎头2排。
6、钢带：
顶梁选用Φ14mmA3圆钢梯子钢带，长度4.0m。
顶钢带垂巷布置托住顶网。
7、锚索采用φ15.24×8米防滑锚索，钢带为14#槽钢长2.4米，顺巷单排迈步布置，组距为8.0米（正常情况下锚索距迎头不得超过20米，如遇岩性变软或顶板变坏要及时跟头），树脂药卷用量S2350和Z2350各两卷。
如顶板岩性破碎严重时要改为双排齐头布置。
锚索预紧力≥150KN（30MP），锚固力≥200KN，外露长度≤350mm。
8、顶锚杆操作要求：
打好顶眼后冲孔，然后用锚杆把一卷S2350和一卷Z2350药卷轻轻送入眼孔，用锚杆机边推进边搅拌，时间约30秒。
然后上托盘紧螺母，紧螺母应在搅拌后１～２分钟进行。
9、帮锚杆操作要求：
打好帮眼后冲孔，然后用锚杆把一卷S2350和一卷Z2350药卷轻轻送入眼孔，用风钻边推进边搅拌，时间约30秒。
然后上托盘紧螺母，紧螺母应在搅拌后１～２分钟进行。
10、锚索操作要求：
打好顶眼后冲孔，然后向孔内放入二卷S2350和二卷Z2350药卷，药卷要放在钢绞线正顶上，然后用钢绞线轻轻将药卷送入孔底，搅拌头上的两个螺丝必须上紧，然后用锚杆机边搅拌边推进，搅拌时推力要恒定，注好后用锚杆机顶锚索一会儿（约３分钟），然后卸下锚杆机及搅拌头，15分钟以后上槽钢，然后用千斤顶拉紧锁具。
涨拉：
涨拉前把眼口找平，上好槽钢，托盘，不接顶处用道木或木墩等垫实，上好锁具、千斤顶后进行涨拉。
涨拉施工要求：
Ａ：
液压系统用油不得一种以上混用，现场尽量不要分离快速接头，防止杂物污染堵塞液压系统。
Ｂ：
移动千斤顶及涨拉泵时，不许用手拉动高压胶管来回拖动。
Ｃ：
涨拉时，千斤顶应和钢绞线保持同一轴线，千斤顶下方45度范围内严禁站人。
Ｄ：
锚索锁定48小时内，如果发现有明显松弛，应进行补拉或补打。
11、最大控顶距2.0米，顶板压力大或破碎时要一掘一锚，严禁空顶作业。
12、质量要求：
（1）、顶锚杆
①间排距允许误差：
－100～＋100mm。
②予紧力：
≥80Ｎ·Ｍ
③锚固力：
≥130KN
④外露长度：
≤50mm。
（2）、帮锚杆
①间排距允许误差：
－100～＋100mm。
②予紧力：
≥50Ｎ·Ｍ。
③锚固力：
≥50KN。
④外露长度：
≤50mm。
（3）、锚索
①予紧力：
≥150KN。
②锚固力：
≥200KN。
③外露长度：
≤350mm。
（4）、巷道规格要求：
①净高：
允许误差为０～＋350mm
②净宽：
巷道中线至任一帮允许误差为－50～＋250mm。
四、技术要求：
１、严格控制锚杆眼打眼深度，使其和锚杆长度配合适当。
２、锚杆眼内的岩粉要冲洗干净。
３、锚杆安装完毕后，按设计要求施加足够预紧力。
４、掘进后应及时铺网，固定钢带，要求钢带压双网，安装树脂锚杆，最大空顶距2.0m，顶板破碎时缩小锚杆排距，减少空顶距；顶板较破碎及交岔点等特殊地段可用锚索加固；不能使用锚网地段改为相应梯形架棚支护，最上排帮锚杆滞后迎头距离不大于2.0m，当片帮严重时，帮锚杆跟头。
５、及时对顶板岩性进行钻探，掌握其变化情况。
６、巷道掘进后及时安装顶板离层仪等矿压观测仪器，对顶帮进行监控。
７、严格执行锚固力检查制度，达不到设计要求时，必须及时补打。
８、根据检查结果并结合顶板岩性及矿压观测数据，及时调整锚杆参数。
五、文明生产严格按照《煤矿安全质量标准化标准及考核评比办法》中有关文明生产的规定执行。
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、施工顺序
1、先施工运输巷运料通道，到达设计位置后反勾运输巷。
2、运输巷和运输上山贯通后，按设计方位角正掘运输巷。
3、掘进至设计位置拐掘探巷1和探巷2，探巷施工完后退掘进机继续掘进运输巷并掘至设计位置后拐掘切眼。
4、切眼掘进至设计位置后在运输上山开口按设计方位角掘进运料巷。
5、运料巷掘进至设计位置后反勾设备通道。
6、设备通道和轨道上山贯通后，退掘进机继续掘进运料巷并最后和切眼贯通，最后进行扩切眼工作。
7、在掘进施工期间，受打钻等因素影响，会造成探巷2和切眼交替施工的现象。
二、施工方法
巷道开口施工：
巷道开口采用炮掘施工。
正常掘进施工：
正常掘进采用机掘施工，胶带运输机运煤，激光定向，后路采用皮带输送机运输，巷道铺设临时轨道运料，采用无极绳牵引车、绞车联合运输，轨道距迎头不超过80米。
按照地测科给定的中（边）线施工，运输巷、运料巷都沿顶掘进。
第二节爆破作业
一、炮掘施工工艺流程
班评估---迎头加固---打眼前找掉----打眼――放炮---迎头维护、找掉――临时支护---正规支护---打眼前找掉----打眼――放炮---迎头维护、找掉――临
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