14141轨道顺槽掘进作业规程煤巷综掘.docx
《14141轨道顺槽掘进作业规程煤巷综掘.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《14141轨道顺槽掘进作业规程煤巷综掘.docx（78页珍藏版）》请在冰豆网上搜索。
14141轨道顺槽掘进作业规程煤巷综掘
1414
（1）轨道顺槽掘进作业规程
第一章工程概况
1.1工程名称、布置方式、巷道用途及服务年限
1.1.1工程名称：
1414
（1）轨道顺槽（以下简称1414
（1）轨顺）。
1.1.2布置方式：
沿煤层顶板布置。
1.1.3巷道用途：
工作面回风、进料。
1.1.4服务年限：
2年。
1.2编制依据及工程概况
1.2.1编制依据
根据《煤矿安全规程》、《煤矿工人技术操作规程》、《1414
（1）工作面系统巷道施工图》（图纸图号：
S1375-1505-01）、地质测量科提供的《1414
（1）轨道顺槽地质说明书》等编制。
1.2.2工程概况
依据矿工程设计科提供的设计图，1414
（1）轨顺外段从E5（26529.868，51748.463）点前3.9m拨门，先按105°方位按平巷施工至E5点前25m后跟煤层顶板施工直至与西二11-2胶带机上山贯通，1414
（1）轨顺从E5（26529.868，51748.463）点前2m按285°方位按平巷施工至E5点前31m后跟煤层顶板施工至E4点（27056.659,49787.449）前5.3m，总工程量：
2086.5m（平距）。
1.2.3工程概况一览表
工程名称
设计工程量
（平距/m）
施工
方位
施工
坡度
支护
形式
断面
形状
断面规格（mm）
断面面积（m2）
毛
净
毛
净
1414
（1）轨顺外段
47.8
105°
平巷、跟煤层顶板
锚梁网
5340×3470
5200×3400
架棚
5400×3830
5200×3630
1414
（1）轨顺
2038.7
285°
平巷、跟煤层顶板
锚梁网
5340×3470
5200×3400
架棚
5400×3830
5200×3630
1.2.4支护形式设计及巷道断面规格
1）1414
（1）轨顺优先采用锚梁网支护，断面规格：
净宽*净高=5200*3400mm，排距：
800mm；如顶板破碎或顶煤施工，锚梁网支护不安全时，则采用架29U型钢拱形棚支护，架棚规格：
净宽*净高=5200*3630mm，棚距800mm。
2）躲避硐（兼作信号硐室）：
巷道每200m在工作面侧施工一个，优先采用矩形锚梁网支护，断面规格：
净宽×净高×净深=2000×2000×1500mm，排距800mm。
如采用11#工字钢扶梯形棚支护，其断面规格：
（上净宽+下净宽）×净高×净深=（1800+2400）×2000×1500mm，棚距800mm。
3）避难硐室：
巷道每500m在工作面侧施工一个，优先采用矩形锚梁网支护，断面规格：
净宽×净高×净深=5000×3000×5000mm，排距800mm。
如采用11#工字钢扶梯形棚支护，其断面规格：
（上净宽+下净宽）×净高×净深=（4800+5200）×3000×5000mm，棚距800mm。
4）轨顺施工至切眼绞车硐室，断面净尺寸与轨顺保持一致：
宽5.2m、高3.4m，深3m。
第2章地质概况
详见1414
（1）工作面掘进地质说明书（附后）
第3章作业方式和施工组织
3.1施工方法
3.4.1主体巷道
1、采用EBZ-200型掘进机落煤、装煤，胶带机出货；锚梁网由人工操作锚杆机（风钻）进行永久支护，并清理成巷；架棚采用人工架29U型棚进行永久支护。
2、巷道局部如遇构造需要破顶破底施工时，先采用掘进机切割，如岩石坚硬，掘进机切割困难时，则采取在岩石中打眼放松动炮，再采用掘进机破碎、割煤、出货。
放炮作业时，要求只在岩石中打眼，严禁在煤层中打眼（放炮措施另编）。
3.4.2躲避硐/信号硐室/避难硐室/绞车硐室
采用人工手镐刷扩成形，人工攉煤，皮带出货，采用人工架11#工字钢梯形棚进行永久支护，或采用锚梁网支护，由人工操作锚杆机（风煤钻）进行永久支护，迎脸山墙采用风煤钻进行支护，人工清理成巷。
3.2工艺流程
3.4.1掘进施工（主体巷道）
1）锚梁网支护
交接班→安全检查（顶帮、迎脸山墙、瓦斯、探头位置、工程质量等）→切割（出货）→安全检查（顶帮、迎脸山墙、瓦斯、探头位置、工程质量等）→临时支护（联网、抵钢带）→打顶部锚杆眼及锚索眼→安装顶部锚杆及锚索→打帮部锚杆眼→安装帮部锚杆。
2）架棚支护
交接班→安全检查（顶帮、迎脸山墙、瓦斯、探头位置、工程质量等）→切割（出货）→安全检查（顶帮、迎脸山墙、瓦斯、探头位置、工程质量等）→临时支护（挪移前探梁、上棚梁、背顶）→栽棚腿、上棚卡→腰帮
3.4.2人工挖掘（躲避硐、信号硐室、避难硐室、绞车硐室）
1）扶11#工字钢梯形棚
交接班→安全检查（顶帮、迎脸山墙、瓦斯）→悬挂便携仪→拆帮→人工挖掘（先挖棚梁部分）→安全检查（顶帮、迎脸山墙、瓦斯）→临时支护（背临时钢筋网、打点柱）→人工挖掘（挖剩余部分及出货）→上棚梁、栽棚腿、上拉条。
2）锚梁网支护
交接班→安全检查（顶帮、迎脸山墙、瓦斯）→悬挂便携仪→拆帮→人工挖掘（先挖上部）→安全检查（顶帮、迎脸山墙、瓦斯）→临时支护（联网、打点柱）→打顶部锚杆眼及锚索眼→安装顶部锚杆（锚索）→人工挖掘（挖剩余部分及出货）→打帮部锚杆眼→安装帮部锚杆。
3.3循环作业方式
3.4.1锚梁网支护：
当顶板岩性较好（顶板为砂质泥岩以砂质成份居多或顶板为砂岩）且顶板完整、迎头山墙稳定，实行一掘二锚，排距800mm，循环进尺1600mm，最大控顶距2100mm，最小控顶距500mm。
当顶板岩性较差（顶板为砂质泥岩但以泥岩成份居多或顶板为泥岩）或顶板破碎、迎头山墙松软易片，则实行一掘一锚，排距800mm，循环进尺800mm，最大控顶距1300mm，最小控顶距500mm。
3.4.2架棚支护：
严格执行一掘一架，棚距800mm，循环进尺800mm，棚梁最大控顶距为1300mm，棚腿最大控顶距1500mm，最小控顶距500mm。
3.4.3人工挖掘:
架棚支护严格执行一掘一架，棚距800mm，循环进尺800mm，最大控顶距1100mm，最小控顶距300mm；锚梁网支护严格执行一掘一锚，排距800mm，循环进尺800mm，最大控顶距1100mm，最小控顶距300mm。
3.4掘进机切割方法及注意事项
3.4.1为防止切割时瞬间瓦斯超限，必须由巷道顶板向巷道底板切割，如图
（一）;顶板较破碎时，应分次切割，即先切割巷道顶部，梁窝切割出后立即架好前探梁，护好顶后再向下切割，如图
（二）。
图
（一）图
（二）
3.4.2为确保工程质量，掘进机司机应认真对照当月地质预报等资料学习掌握掘进断面煤岩分布及其层理结构情况。
第四章巷道支护施工
4.1锚梁网支护
4.1.1永久支护
4.1.1.1
1）锚杆：
顶板采用¦Õ20¡Á2500mm的MnSi左旋螺纹钢锚杆，每排布置6根，锚杆间排距900¡Á800mm。
帮部正常地段采用¦Õ20¡Á2500mm的MnSi左旋螺纹钢锚杆，高帮侧每排布置5根，锚杆间排距800¡Á800mm，低帮侧每排布置4根，锚杆间排距860¡Á800mm。
2）钢带：
顶板每排布置1根4800×190×5mm的M5型钢带，高帮（低帮）采用3500（3000）×190×5mm的M5型钢带竖向布置。
3）锚索：
采用Φ22×6300mm钢绞线，砂岩顶板区段锚索按“3-0”布置，泥岩及砂质泥岩顶板锚索按“3-3”布置，交岔点附近10m范围锚索按“3-3”+顶板两侧走向锚索布置，锚索间距1100mm，横向锚索排距800mm，锚索用OVM22-1锁具固定在14#槽钢梁上（L=2600mm）。
局部顶板不平不适合布置槽钢锚索时,可布置点锚索，点锚索采用L=400mm的矿用11#工字钢及300×300×10mm的锚索托盘和OVM22-1锁具固定。
4）网片：
采用10#镀锌铁丝菱形网防护顶帮，顶部1片，两帮各1片，顶部网片规格：
5400×1000mm，高帮部网片规格：
3800×1000mm，低帮部网片规格：
3400×1000mm。
网片间压茬100mm，采用双股16#镀锌铁丝绑扎，绑扎间距200mm。
5）锚固剂：
采用Z2360型树脂药卷，顶板锚杆2支/眼，帮部锚杆1支/眼，锚索3支/眼。
4.1.2临时支护
优先采用ZLJ-2.5掘进机机载临时支护，遇巷道拐弯、顶板不平，机载临时支护不方便使用时，则采用切割头配合方木（L=1800*120*120mm）托起钢带抵住顶板，再用轻型单体（型号为DWB（3150）-30/100）打在顶部钢带下面作为临时支护。
单体支柱必须完好，不漏液，出液口必须对准煤壁，严禁对准作业人员。
单体支柱必须打上劲，防倒绳必须带好。
4.1.3超前支护
锚梁网巷道顶板破碎易掉时，可打适当密度的超前护顶锚杆（Ф20×2500mm）护顶，施工时一人操作一人监护（施工人员应在有支护的安全地点作业），快速操作。
4.1.4施工工艺
4.1.4.1施工机具
1）顶部锚杆、锚索眼施工及锚杆（索）安装:
采用MQT-120型气动式单腿锚杆机配锚杆钻头施工，顶部锚杆采用Ф28mm的钻头，锚索采用Ф32mm的钻头。
2）帮部锚杆眼施工及锚杆安装:
采用ZQS-50型手持式风动钻机配Ф28mm钻头。
3）锚杆预紧:
采用锚杆机（顶部）或AQS-90/10.5j2风动扳手（顶、帮部）进行。
4）锚索张拉:
采用掘进机液压系统或风动锚索张拉仪、手动锚索张拉仪进行张拉。
4.1.4.2锚杆施工工艺
1）接班准备：
进行安全检查、设备检查与维护、材料准备；
2）掘进落煤、出煤：
掘进机割煤、装煤；
3）锚杆施工：
铺网并按中线上M型钢带，用单体支柱临时支护好（单体必须打上劲，防倒绳带好），根据设计锚杆眼的深度，按M型钢带的眼位用锚杆机由巷道中间向两帮打锚杆眼，用组装好的锚杆将2卷Z2360树脂药卷送入锚杆眼内，用锚杆机带动锚杆搅拌30秒（送入孔底后搅拌时间不小于15秒），2分钟后用锚杆机拧紧螺母直至垫片变形为止，卸下钻机，接着按照钢带眼位打其它眼孔完成顶部锚杆的全部安装。
帮部锚杆采用手持式风动钻机及风动扳手施工，与顶部锚杆平行作业，用同样的方法完成帮部锚杆安装。
安装锚杆后用预紧力扳手对所有安装好的锚杆进行二次紧固。
4.1.4.3锚索施工工艺
按照设计眼位，用单体锚杆钻机和组合钎套按设计的孔深打眼，清孔，向眼内装入3卷Z2360树脂药卷，将锚索送入眼底，用锚杆机卡紧锚索的另一端旋转钻机带动锚索搅拌眼内药卷40秒（送入孔底后搅拌时间不小于15秒），2分钟后卸下钻机。
半小时后上槽钢及锁具，最后张拉锚索，锚索安装预紧力为90KN。
4.1.5锚梁网支护技术质量要求
1）巷道净宽：
中线至任一帮距离允许误差0～+150mm；
2）巷道净高：
无腰线测全高允许误差0～300mm；
3）锚梁网支护专项技术质量要求：
（1）锚杆间排距必须符合设计要求，误差不超过±100mm；锚杆应垂直岩层面（特殊情况下施工困难时角度不得小于75°）,锚杆（索）盖板必须紧贴岩面；
（2）锚杆眼深2450mm，玻璃钢锚杆眼深2150mm，眼深允许误差为50mm（+40mm，-10mm）；锚杆外露部分不小于10mm，不大于40mm；
（3）锚杆初次预紧力为：
顶部锚杆扭矩力不小于140N.m，帮部锚杆螺母扭矩力不小于60N.m；人工使用长把工具、锚杆机或风炮对锚杆二次紧固后，顶板锚杆螺母扭矩力不得小于180N.m，帮部锚杆螺母扭矩不小于140N.m。
帮部玻璃钢锚杆必须上紧，其扭矩力不得小于60N.m；顶部锚杆锚固力不小于120KN，帮部螺纹钢锚杆锚固力不小于60KN，帮部玻璃钢锚杆锚固力不小于30KN；
（4）顶部钢带吊斜不得超过200mm；
（5）锚索：
锚索垂直于顶板打（安装角度允许偏差±2°），眼深6000mm（7000mm），眼深允许误差为±50mm；安装完后托盘或槽钢梁紧贴顶板，锚索外露距顶板300mm，允许误差±50mm；锚索安装预紧力不小于90KN,锚索锚固力不小于350KN，用涨拉仪检测锚索拉拔力时不少于250KN。
（6）菱形网搭接长度100mm，采用双股16#铁丝绑扎，铁丝间距200mm，铁丝采用专用联网钩扎紧；
（7）对于片帮宽度超过300mm以上的，必须在顶板补打锚杆（索）加强支护，其中顶板岩性较好且比较完好时，补打点锚杆，顶板岩性较差、顶板破碎时，补打槽钢锚索；
（8）正常支护地段两帮底脚赤脚高度达500mm，必须补打锚杆进行支护。
（9）每次割窑前，顶板锚杆支护必须紧跟至迎头。
帮部煤岩稳定时，上部锚杆滞后顶部控制在2.5排，帮部煤岩松软破碎易片时，上部锚杆滞后顶部控制在1排。
最底部1根锚杆滞后迎头不得超过6排。
（10）如两帮墙体松软易片，切割时必须预留部分煤体，然后用手镐刷至设计宽度，再打锚杆支护，刷帮必须从上往下刷，先刷上部2根锚杆，打好后，再刷下部，严禁一次性刷到位再支护。
4.2架棚支护
4.2.1永久支护
棚距800mm，柱窝深度200mm，每棚4道拉条（L=1500mm，一拉三），每棚卡缆4副。
采用钢筋网腰帮背顶，钢筋网规格为900×510mm（横筋Ф10mm，纵筋Ф6.5mm）。
梯形棚支护必须紧跟迎头。
4.2.2临时支护
架棚采用两根L=4.0m矿用11#工字钢前探梁+棚梁及笆片作为顶板临时支护，每根前探梁采用三个Ф24mm的圆钢挂钩固定在棚梁上，挂钩间距为1.2～1.8m，前探梁吊挂位置与巷道中线距离为0.8～1.0m。
前探梁与棚梁之间必须刹紧。
斜巷段施工时，前探梁尾端必须用双股12#铁丝或φ6.3mm钢丝绳系牢带紧，防止前探梁下滑。
4.2.3超前支护
1）顶板破碎期间，采用打超前密集撞楔或密集锚杆的方式控制顶板，然后开始切割。
密集撞楔或锚杆间距不超过300mm，外露不超过800mm，尾部用铁丝系在顶部钢筋笆片上。
超前锚杆规格：
φ20*2500mm的钢筋锚杆。
密集撞楔规格：
φ30mm*3000mm（含折弯部分）的焊管撞楔或L=2000mm的风锤钎杆撞楔或φ50*2000mm的圆钢撞楔。
为方便施工和回收，焊管撞楔前端加工成楔形，尾端折弯成90°，折弯长度200mm；风锤钎杆撞楔前端加工成楔形，尾端用φ18mm的钢筋焊一半圆形的绳扣；φ50*2000mm的圆钢撞楔前端加工成楔形，尾端钻一小孔。
现场备料时，超前锚杆（或撞楔）数量不得少于50根，循环使用。
2）如迎头煤体松软易超前片，撞楔或锚杆不够长时，则采用L=4500mm的轨道撞楔超前护顶。
4.2.4施工工艺
掘进机掘出毛断面后，首先进行敲帮问顶，用长柄工具将浮矸活石找尽，开始进行临时支护，然后上棚梁两组拉条，并用煤块或矸石充填顶部，两帮人员开始挖腿窝、栽棚腿（挖腿窝前必须对两帮及迎头煤壁再次检查一遍，确认安全后方可开始作业），棚腿栽好后上好帮部两组拉条，用钢筋笆片腰好帮，并用煤块或矸石填实帮部。
4.2.529U型棚支护技术质量要求
1）巷道净宽：
中线至任一帮距离允许误差0～+100mm；
2）巷道净高：
巷道无腰线测全高允许误差-20～100mm；
3）棚距允许误差：
±100mm；
4）前倾后仰/迎山角：
水平巷道不得前倾后仰，1m垂线不大于9mm（±0.5°）；倾斜巷道迎山角允许误差+1°，严禁退山；
5）支架不得淋肩，支架梁调斜≤100mm；
6）梁腿搭接长度允许偏差:
-40～0mm；
7）卡缆位置符合规定，卡缆间距250mm，允许偏差：
±30mm；
8）棚梁棚腿搭接要严实合缝，螺帽要上紧，卡缆螺栓扭矩设计值为200N.m，现场检测时允许偏差≤%10；
9）拉条：
每棚四组（拱部、帮部各两组），29U型钢拱形棚拱部拉条距上卡缆200mm，29U型钢顶部拉条距卡缆200mm，帮部拉条距巷道底板1m，拉条位置必须符合规定，并安设成一条直线；
10）腰背：
采用钢筋网腰背时，钢筋网必须搭接100mm，钢筋网的挂钩必须放入U棚的U型槽内，16#铁丝每200mm绑扎一道，空帮空顶处用阻燃性材料充填实。
11）柱窝：
深度200mm，必须挖至实底，虚底下必须加垫料石，柱窝深度不得小于设计。
12）棚子明暗要一致，不得里出外进，梁腿搭接要严实合缝，严禁喝风亮牙。
第五章施工设备及生产系统
5.1主要施工设备
5.1.1掘、通设备一览表
设备名称
型号
数量（用+备）
用途
掘进机
EBZ-200
1
割煤
局扇
2BKJNO.6.3（2×30Kw）
2+2
供风
风钻
MQB-35J
2+1
打帮部锚杆眼及安装帮部锚杆
锚杆机
MQT-120
2+1
打顶部锚杆（索）眼及安装顶部锚杆（索）
手动锚杆拉力计
ML-20T
1+1
检测锚杆拉力
风动锚索张拉仪
MQ18-200/40
1+1
张拉锚索、监测锚索拉力
5.1.2运输、排水设备一览表
设备名称
型号
数量（用+备）
安装地点/用途
皮带机
SSJ-800/2×75KW
2
1414
（1）轨顺
慢绞
JM-14
1
1413
（1）运顺提料斜巷打运
无极绳绞车
SQ-80/110kw
1
1414
（1）轨顺外段
风泵
2+1
1414
（1）轨顺3道防尘帘水泱子排水
电泵
7.5Kw
2+1
2部皮带机头水泱子排水
5.2主要生产系统
5.2.1出煤路线
迎头→1414
（1）轨顺外段→西二11-2煤胶带机上山→西二11-2煤转载胶带机巷→西翼胶带机大巷→南煤仓→主井→地面
5.2.2进料路线
地面料场→副井→副井井底车场→西翼轨道石门→西翼轨道大巷→西二下部车场→西二13-1煤底板轨道上山→1413
（1）运顺提料斜巷上车场→1413
（1）运顺提料斜巷→1413
（1）运顺提料斜巷下车场→1414
（1）轨顺→迎头。
5.2.3防尘供水系统
地面水池→副井→西翼轨道石门→西翼轨道大巷→西二11-2胶带机上山→1413
（1）运顺外段→迎头。
5.2.4压风系统
地面压风机房→副井→西翼轨道石门→西翼轨道大巷→西二11-2胶带机上山→1413
（1）运顺外段→迎头。
5.2.5排水系统
迎头→1413
（1）运顺外段→西二11-2胶带机上山→西翼轨道大巷→西翼轨道石门→井底水仓→地面
5.2.6通风系统
1）新风路线
地面→副井→井底车场→西翼轨道石门→西翼轨道大巷→西二11-2胶带机上山→1413
（1）运顺外段局扇口（经风筒）→1414
（1）轨顺→迎头
2）乏风路线
迎头→1413
（1）运顺风桥→西二11-2煤层回风上山→西二11-2煤层回风巷回风联巷→西翼回风大巷
（一）→中央风井→地面
3）风量计算
风量计算按瓦斯绝对涌出量、工作面工作最多人数及风速进行验算，取其最大值。
（1）按瓦斯绝对涌出量计算
Qh=q*k/c=2×1.5/0.8%=375m3/min
式中，Qh----掘进工作面需要风量，m3/min；
q----掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，取q＝2m3/min；
k----掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取1.5；
c---回风流中允许瓦斯浓度，取0.8%。
；
（2）按工作面工作最多人数计算
Qh=4×nh=4×43=172m3/min
式中，Qh----掘进工作面需要风量，m3/min；
nh----指工作面同时工作最多人数，取43人；
（3）按风速验算
、按最低风速进行验算：
Qmin=15×Sh=15×16.31=244.65m3/min
式中，Sh——掘进工作面的最大净断面积，取16.31m2；
、按最高风速进行验算：
Qmax=240×Sh=240×15.4=3696m3/min
式中，Sh——掘进工作面的最小净断面积，取15.4m2；
根据以上计算,Qh=375m3/min,满足要求。
4）风机选型
（1）局扇风量计算
P=1/（1-η×L/100）=1/（1-1.3%×2100/100）≈1.376
Qf=Qh/2*P=375/2×1.376≈258m3/min
式中，Qf---局扇风量；
L---本巷道最大通风距离为2100m;
P——风筒的进出口风量比;
η——百米漏风率（根据实测，节长10m、直径800mm风筒的百米漏风率为1.3%）
（2）局扇风压计算
R=R100×L/100=8.34×2100/100=175.14Ns2/m8
hv=ρ（Qh/2）2/（2S2）=1.2*（375/2/60）2/（2*0.5022）≈23.25Pa
Ht=R·Qf·（Qh/2）+hv=175.14*（258/60）*（375/60/2）+23.25≈2377Pa
式中，Ht——局扇的全压，Pa；
R——风筒内部风阻，Ns2/m8
R100——百米风阻（根据实测，直径800mm的风筒百米风阻为8.34Ns2/m8）；
Qf——局扇工作风量，m3/s；
Qh——掘进工作面需风量，m3/s；
hv——风筒出口动压，Pa；
ρ——空气密度，取1.2Kg/m3；
S——风筒断面积（φ800mm的风筒断面为0.502m2），m2
根据以上计算，本工作面掘进，选用2台2×30Kw局扇和直径800mm胶质风筒向迎头供风，可满足风量需要（2BKJNO.6.3型局扇：
功率2×30Kw、风量260～630m3/min，全压360～6300Pa）,同时设2台2×30Kw局扇备用,备局必须保证热备用且主局与备局要实行自动切换。
5.2.7监控系统:
详见监控系统图
5.2.8供电系统:
详见供电设计图
第六章循环组织及主要技术经济指标
6.1劳动组织
6.1.1工作制度：
“二班”制（分夜班、白班两个班，三个生产班轮流上）
6.1.2劳动组织：
详见下表
工种
出勤人数
在册人数
备注
夜班
白班
夜班
合计
一班
二班
三班
班长
1
1
1
3
3
标准化、打料班人员上早班、大班机电工上中班，包括检查人员每班最多可达43人
副班长
1
1
1
3
3
掘进机司机
1
1
1
3
4
掘支工
8
8
8
24
33
辅助工
1
1
1
3
跟班机电工
2
2
2
6
6
局扇司机
1
1
1
3
3
输送机司机
生产班
2
2
2
6
6
标准化
4
4+4
12
32
标准化及打料工
1
14
15
机电检修工
13
13
17
队部人员
1
1+1
3
8
总计
94
115
6.1.3循环组织：
正规循环，顺序作业（详见循环作业图表）。
6.2主要技术经济指标表
6.2.1锚索网支护
项目
单位
指标
每日计划循环数
个
15
循环率
%
90
日进度
m
13.5
圆班出勤数
个
74
工效
m/工
0.19
锚杆消耗量
根/m
15.56
锚索消耗量
根/m
1.0
坑木消耗量
m3/m
0.02
网片
m2/m
13.42
6.2.2架棚支护
项目
单位
指标
每日计划循环数
个
19
循环率
%
90
日进度
m
11.4
圆班出勤数
个
71
工效
m/工
0.16
钢
升级会员 