煤矿开切眼掘进作业规程.docx

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煤矿开切眼掘进作业规程.docx

煤矿开切眼掘进作业规程

XX煤矿掘进工作面

《作业规程》

 

工作面名称:

3092工作面切眼

编制人:

技术负责人:

矿长:

日期:

二0一三年十一月

 

规程措施会审意见及会签表

会审单位

参加会审人

签名

会审单位

参加会审人

签名

编制人

肖永进

生产调度室

曾唐洪

安全管理科

罗伟

生产技术科

贺荣

机电运输科

余洪君

通风科

何明贵

生产副矿长

周星

机电副矿长

曾其刚

安全副矿长

岳奉明

生产副矿长

张晓平

总工程师

肖永进

副总工程师

李国平

施工单位

邹小丰

矿长

彭正高

会审意见:

1、存在的主要问题:

2、处理意见:

第一章概况

第一节工程概况

一、巷道名称:

3092工作面切眼,是3092工作面主要通风和运输巷道,为3092回采工作面服务,该巷道竣工后形成3092工作面回采系统。

二、3092工作面切眼布置于k6煤层中,挂口于3092运输煤平巷边界,沿煤层顶板掘进,按煤层倾向往上27度坡度、225度方位施工。

三、预计工程量:

从3092工作面运输煤平巷开掘至贯通3092工作面回风平巷,预计掘进工程量巷道长度100m,掘进方量400m3。

四、该工程预计2013年11月中旬开工,2013年12月下旬竣工,计划掘进工期1.5个月。

详见下表

巷道名称、用途、设计长度、工程量、坡度、服务年限、开竣工时间等概况

工程名称

3092工作面切眼

设计长度

100m

用途

回采巷道,用于工作面进风、运输及回采

煤岩类别

全煤巷

施工控制

按中、腰线及巷道方位施工。

方位(度)

225

倾角(度)

按煤层真倾角27度施工。

支护方式

单体液压支柱配π型绞接梁

装运方式

煤矸自溜到矿车中人工推至309车场,机车运输到井底车场。

工程量

3092工作面切眼

100m

通风方式

局扇压入式通风

所需设备

FBD7.5×2对旋局扇二台、风煤钻二台,矿车、电煤钻综保及局扇启动器等。

预计开工时间

2013年11月中旬

预计竣工时间

2013年12月下旬

第二节编写依据

一、编制依据

1、按照矿井采掘部署调整及2013年抽采掘接替安排,实施该巷掘进;

2、依据2010年《煤矿安全规程》和巷道工程施工设计规范进行编制。

3、《XX煤矿采掘部署及瓦斯治理方案》、采掘工程平面图、井上下对照图等。

二、资料来源

1、根据二0二地质队和135地质队提供的矿井基础地质资料;

2、按照《煤矿安全规程》和相关技术规范;

3、根据现场实际情况收集和相邻巷道施工相关资料收集;

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

一、地面相对位置:

该巷道相对应地面从杉木沟开始沿大圆顶东北面边坡由东向西穿过,在巷道掘进范围对应地面无任何建筑、积水和铁路等;巷道距地表最大埋深420m,最小埋深288m,为单斜构造。

附图:

3092工作面切眼位置平面示意图

二、邻近采区(面)关系:

巷道全范围均为待布置的K6实体煤层,南为3094工作面未布置),北为+100水平(未布置);巷道东翼为3091工作面正在回采,西翼为井田边界,与原顺河煤矿有50m的保安煤柱相隔。

该巷道底板布置有底板瓦斯抽放巷,对该巷道区域内的瓦斯进行了穿层瓦斯抽放,3092运输巷形成后沿煤层倾向施工了顺层抽放钻孔。

井上下对照关系表

水平、采区

+260m水平309采区

工程名称

3092工作面切眼

地面标高

+650~+750m

井下标高

+260-+330m

地面的相对位置建筑物、小井及其他

地面无主要构筑物和堰塘、水库、河流等积水体,也无小煤窑。

掘进巷道对地表的影响

垂深超过200m对地表基本无影响。

邻近采掘情况对掘进巷道的影响

该区域南北翼均为实体煤层,未受采动影响,西翼为原顺河煤矿矿界煤柱,东为3091工作面,在石门间留有煤柱,因此巷道受采动影响较小,周边对掘进无大的影响

第二节煤(岩)层赋存特征

矿井开采地层位于二迭纪龙潭组,巷道掘进范围内煤系地层情况、顶底板情况如下:

1、含煤地层主要岩性为灰~深灰色砂质泥岩、泥岩、粘土岩及细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩等,间夹数层似层状、透镜状菱铁矿层。

2、该巷所掘层位为K6煤层,全煤巷掘进,K6煤层平均厚度2m,平均倾角27º。

3、K6煤层顶板依次向上为:

灰至黑色泥质粉砂岩,1.13~3.28m,平均2.15m;深灰色厚层状石灰岩(标志层),平均1.05m;深灰色泥质粉砂岩,0.32~1.34m,平均1.06m;深灰色块状石灰岩,29.84~31.48m,平均30.68m;深灰色块状石灰岩、泥质砂岩、粘土岩,平均4.96m;灰至深灰色砂质泥岩、粘土岩,平均1.80m;灰色、浅灰色泥岩及粘土岩。

4、K6煤层底板依次向下为:

白灰粘土岩、砂岩、泥质粉砂岩,平均6.81m;K5煤层,0.14~1.03m,平均0.51m;深色粘泥岩、砂岩、泥质砂岩,平均85.89m;K2煤层,0.10~1.55m,平均0.46m;深色砂质泥岩、石灰岩等,平均9.07m;K1煤层,0.18~1.59m,平均0.91m;铝土岩,3.00~10.82m,平均5.71m。

5、根据其顶底板岩性,顶板岩层属中等稳定岩层,不易垮落;底板岩层为不稳定岩层,遇水极度膨胀,底鼓严重。

附图:

煤岩综合柱状示意图

煤层特征表

含煤地层:

龙潭组(P2x2)

煤层

编号

煤层厚度(m)

最小—最大

煤层倾角(度)

最小—最大

结构

夹矸层数

可采性

稳定性

视密度

顶底板岩性

平均

平均

顶板

底板

K6

1.8-2.6

2.2

22-32

27

简单

2层

可采

1.55

泥质粉砂岩,石灰岩

白灰粘土岩、砂岩、泥质粉砂岩

第三节地质构造和断层情况

根据已掘的底板抽放巷情况,巷道掘进范围内无大的地质构造和断层。

煤层赋存稳定。

第四节水文地质

矿井正常涌水量:

最小为40m3/h,最大涌水量60m3/h,地下水类型为裂隙水。

巷道位于含水性较弱的长兴灰岩下方,造成K6煤层含少量积水(俗称养炭水),主要集中在地质构造带出现,总体煤层干燥成粉率高;根据已掘的同采区煤层巷道反映,在巷道地质构造带煤层含积水,顶底板出现断裂构造时将出现淋水现象;在围岩稳定完整地段,无涌水,煤层干燥,在掘进过程中必须对构造带的涌水采取措施,防止其对施工的影响和对巷道工程质量的影响。

矿区及其附近无大的河流、水库等地表水体。

主要为季节性溪流,久旱则干,地表水对掘进施工基本无影响。

与之相邻的原顺河煤矿开采至+200m水平,比我矿开采的+260m水平低,且矿界之间留有50m的矿界煤柱,因此,该巷掘进中不存在采空区积水威胁,无大的构造导水。

经上述分析,水文地质条件属简单类型,掘进中不受水害威胁。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

一、3092工作面切眼在3092运输煤平巷挂口,按方位2250或沿煤层倾向掘进,巷道坡度为27º,该巷属3092工作面主要的进风和运煤巷道。

二、巷道断面特征:

该巷按矩形断面施工:

毛断面4.8m2,即毛高2.2m,毛宽2.2m;净断面4.0m2,净高2.0m,净宽2.0m。

三、巷道工程量约100m,方位2250或按煤层倾向掘进,按27º的坡度掘上山(如煤层赋存条件发生变化再作调整)。

四、巷道断面规格:

根据巷道净断面尺寸要求,结合巷道支护方式和材料,确定巷道掘进断面尺寸如下表:

名称

方位

形状

层位

标高

宽×高

断面积

工程量

坡度

规格

225

矩形

K6煤层

+260—330m

净宽2.0m净高2.0m

4.0㎡

100m

27º

附图:

3092工作面切眼巷道断面图。

第二节支护设计及支护工艺

一、临时支护设计:

根据碛头揭露围岩情况进行支护,支护密度以能控制碛头空顶面积的围岩为基准,并随时备用5根临时支柱。

支护方式采用戴帽点柱支护,支柱采用单体液压支柱,帽扣采用半圆木,帽长不低于0.5-1.0m保持3º--5º迎山角,必须支设在底板上,并打紧打牢。

在顶板完整时,用厚度不小于0.05-0.1m、长度不低于2m的木板挑顶作临时支护。

二、永久支护设计:

永久支护距碛头不超过1m,根据巷道围岩性质,考虑巷道的用途和使用年限,结合矿井支护材料,巷道掘进时采用单体液压支柱配1m的绞接梁作永久支护,不设临时支护。

永久支护必须跟拢碛头,单体支柱支柱打紧打牢,绞梁上采用厚度不小于5cm的木板(或直径10cm以上的硬质木材)绞架接顶,背板设置方向与巷道走向一致,板间空隙均匀不大于20cm;顶板必须背接严实,支柱前方空顶部分用木板或排柴挑顶至碛头。

支柱沿巷道方向布置2排,排距0.75m,柱距1.0m。

当巷道两邦有滑邦现象时,在巷道两邦打贴邦支柱控制滑邦,贴邦支柱间距2m(煤层破碎,滑邦现象大时改为1m),每邦不少于4根,两邦排柴打紧背牢,确保不出现滑邦现象。

三、放炮前,碛头10m范围内架料之间的梁腿接合处架设固棚器、打扣寸、增设稳桩进行加固,防止放炮打垮支架发产冒顶片邦事故。

支架距碛头的距离不得大于1.0m,不足一架料的空顶部分必须使用前探梁护顶,并用排柴背接好作为临时支护。

四、支护质量及允许误差:

项目

质量标准及允许误差

项目

质量标准及允许误差

巷道净宽

2000+100,-50

基础深度

200

巷道平均净高

2000+100,-50

巷道净高

2000+100,-30

其中

中线

2250或按煤层倾向

巷道坡度

按+27º的坡度

腰线

距底板1000±50mm

断面形状

矩形

掘进断面

毛断面4.8m2

净断面4.0m2

壁后充填

用排柴加矸石充填

第四章施工工艺

第一节施工方法

根据巷道围岩情况和掘进范围内的地质情况,巷道实行钻眼爆破施工,全断面一次成巷。

巷道采用一台MZ-12型煤电钻、1.5m麻花钻杆(直径38㎜)、十字钻头(直径42mm)钻眼,3#煤矿安全炸药配1~5段毫秒延期电雷管,采用正向装药,串联联线,水炮泥和黄泥封堵捣实,封泥长度不得少于0.5m。

撤人范围:

撤出井下当班全部作业人员。

断电范围:

井下除局部通风机外的全部非本质安全型电气设备。

启爆点设在矿调度室启爆房内。

第二节作业方式

一、作业方式:

“两班八小时”作业方式,实行掘进和支护连续作业(即掘进和支护顺序作业),永久支护离碛头不超过1.0m,临时支护(前探或单体液压支柱带帽点柱支护)紧跟碛头不留空顶。

二、采用人工装车,人力推车到溜煤上山,运输煤平巷装车推至岩石运输大巷车场,岩石运输大巷采用蓄电瓶机车运输到地面。

施工设备与供电情况表

序号

机械、钻具名称

型号

数量

动力

配套方式

备注

1

风煤钻

ZQS-22/2.0

2

127

麻花钻杆

1台备用

2

局扇

FBD№5.0/2×7.5

2

380V

一台备用

4

馈电开关

KBZ9-400

1

380V

200A

5

开关

QBZ-80

2

380V

局扇、闭锁

第三节爆破作业

一、岩石性质:

煤层顶板从下往上为灰至黑色泥质粉砂岩、深灰色厚层状石灰岩(标志层)、深灰色泥质粉砂岩、深灰色块状石灰岩、深灰色块状石灰岩、泥质砂岩、粘土岩,稳定性较好;煤层底板依次向下为:

白灰粘土岩、砂岩、泥质粉砂岩,遇水有底鼓的可能。

二、通风方式:

采用局部通风机压入式通风;

三、瓦斯、煤层及自然发火情况:

矿井属突出矿井,2012年瓦斯等级鉴定矿井相对瓦斯涌出量为43.83m3/t,绝对瓦斯涌出量为3.42m3/min,相对二氧化碳涌出量为10m3/t,绝对二氧化碳涌出量为1.4m3/min,鉴定属突出矿井。

经鉴定煤层无爆炸危险,属不易自然煤层。

四、掏槽方式:

斜眼掏槽:

周边眼与设计轮廓线关系:

100~200mm;循环进度1.0m,炸药种类:

3#煤矿安全许用炸药;雷管型号:

1~5段毫秒延期电雷管,最后一段不超过130毫秒,用MFB-100型电容式发爆器起爆。

附图:

炮眼布置图及爆破说明书

第四节装载与运输

掘进工作面爆落煤采用人工掏入U型溜煤槽内,在煤槽口使用1t标准“U”型矿车装煤。

作业人员在+260m运输巷车场取空车,人力推运经3092运输平巷至3092切眼煤槽口装车,装车后人力又推运到+260m车场,交由机车运输。

工作面需用材料由人工地面装车后,经机车拉运到轨道上山+410m上车场,以一级提升绞车下放到+260m车场,由机车拉运到+260m集中运输巷车场,再由人力推经3092运输煤平巷到3092切眼装煤口,最后运到掘进碛头,运输材料全过程,由班组安排专人护运。

第五节管线敷设

在3092运输煤平巷回风口5m和放煤口各设置防尘喷雾洒水装置,喷射水雾能控制巷道全断面,巷道沿上帮敷设防尘水管(直径25mm),距底板0.5m,固定点间距3m,主管路距离碛头在20-15m左右,再用黑胶管连拢碛头;开口时在3092运输巷内距3092切眼30m处设置压风自救装置,并且随碛头往前掘进并向前移动或增设,要求距离碛头25-40m,压风管布设在巷道上帮距底板0.6m位置,管路固定点间距3m。

巷道内共敷设三条电缆,其中一条为固定敷设的电煤钻线路,该线路使用6m2的阻燃电缆,悬挂在巷道上帮支柱上,距底板1.5m,悬挂点间距1m,碛头20m的缆线应规整的圈好置于巷道上帮侧距碛头20m处,严禁乱扔乱放;一条为监控探头电缆,悬挂在巷道上帮支柱上,距底板1.6m,悬挂点间距1m:

另一条为放炮母线,碛头20m使用时临时敷设,其它段固定敷设在巷道右下帮厢上,距底板1.5m,悬挂点间距1m,保证巷道内三条线排挂平直规整。

风筒悬挂在巷道下帮支柱上,先用8#铅丝敷设平直悬挂线,距底板1.8m,风筒逢环必挂,距底板1.3m。

各管线敷设必须靠邦安装,相互之间要保持平行和规定的距离(不小于0.3m,管线每3m设一悬挂点,风筒逢环必挂,无漏风,无死角,迎头不落地。

第六节设备及工具配备

工作面为全煤巷掘进施工,按照突出矿井设备选型要求,其所有设备应为矿用防爆型设备。

主要安装碛头施工所需的风机、开关、电煤钻、瓦斯安全监控设备、通信设备等。

设备及工具配备表

序号

名 称

型  号

单位

数量

备注

1

开关

QBZ-80

一台

2

开关

QBZ-2×80SF

一台

3

局部通风机

FBD№5.0/2×7.5

二台

4

电煤钻综合保护开关

BZZ-4-IV

一台

5

甲烷传感器

KG9001B

两台

6

开停传感器

KTC-90

两台

7

断电仪

KDD-1

两台

8

煤电钻

MZ-12

两台

9

钢条

1.5m

一根

10

手锤

一把

11

弯刀

一把

12

掏耙

三把

13

电话

HD-1

一台

第五章生产系统

第一节通风

一、通风方式及供风距离

巷道采用局部通风压入式通风方式,根据巷道位置及相邻关系,巷道最短通风距离300m,巷道最长通风距离450m.

二、风量计算

1、掘进工作面风量的计算

 1)按瓦斯(CH4)涌出量计算实际需风量

 Q1=100kqch4=100×2×0.5=100m3/min

 式中:

Q1—按排散瓦斯要求工作面所需风量,m3/min;

K——通风系数,取2;

Qch4——预计工作面瓦斯的绝对涌出量0.5m3/min。

2)按掘进工作面工作人员数量计算实际需风量。

 Q2=4N=4×8=32m3/min

式中:

Q2——按最多人数计算时工作面所需风量,m3/min;

N——工作面最多工作人数。

 3)按稀释排除巷道炮烟所需风量计算实际需风量。

由于采用压入式通风,按下式计算Q3=(7.8/t)×3√A(sl)2=(7.8/30)×3√7.8×(4.0×350)2=89.3m3/min

式中:

Q3—按稀释排除巷道炮烟工作面所需风量,m3/min;

t—放炮通风时间min;A—工作面同时爆破的炸药量,Kg;

S——巷道净断面积,㎡;L——巷道通风长度,m。

4)按一次放炮炸药消耗量计算

该巷道为全煤巷,采用全断面一次放炮,循环装药量为7.8kg,需风量为:

Q3=25A=25×7.8=195m3/min

式中:

Q3—按一个循环炸药消耗量工作面所需风量,m3/min;

A—一个循环同时爆破的炸药量,7.8Kg;

根据以上计算,确定工作面实际需风量为Q需=200m3/min.

 2、掘进工作面风量验算

按巷道允许的风速验算

Q高=60V高S=60×4×5.28=1267.2m3/min

Q低=60V低S=60×0.25×5.28=79.2m3/min

Q低﹤Q需﹤Q高

式中:

Q高—按最高风速验算时工作面的风量,m3/min;

Q低—按最低风速验算时工作面风量,m3/min;

V高—《规程》规定煤巷最高允许风速,4m/s;

V低—《规程》规定煤巷最低允许风速,0.25m/s。

故:

工作面需风量160m3/min,符合巷道允许最低风速79.2m3/min的要求,故确定工作面需风量为160m3/min。

3、风筒的选择

根据供风需求,选用直径500mm阻燃橡胶风筒。

4、局部通风机的选择

根据实际需风量,所需局部通风机供风量为:

Q扇=Q需/(1-P漏)=200/(1-10%)=222m3/min

式中:

Q扇—所需局部通风机供风量,m3/min;

P漏—风筒漏风率,由百米漏风率求得。

根据所选风筒,查有关资料和风筒摩擦阻力系数并增加10%,得=0.00453,不考虑局部阻力得:

R摩=6.5&L/D5=(6.5×0.00453×150)/0.55=188.45NS2/m8

式中:

R摩—风筒摩擦阻力,NS2/m8;

&—摩擦阻力系数,Kg/m3;

D—风筒直径,m。

局部通风机风压为:

h扇=(R摩+R局)Q扇Q需+Q需2/D4

=(188.45+0)×[(178×160)÷(60×60)]+(160÷60)2÷0.54=1410Pa

式中:

h扇—局部通风机的全风压,Pa;

R局—风筒局部风阻,NS2/m8。

根据以上计算,结合矿井实际并查资料可知,选用二台FBD№5.0/2×7.5型局部通风机二台,一台使用,一台备用。

5、局部通风机配风量

Q配=Q吸+60×0.15S3=210+60×0.15×5.2=256.8m3/min;

式中:

Q配—局部通风机安设地点必须具有的风量,m3/min;

Q吸—局部通风机实际吸风量,m3/min;

S3—局部通风机安设巷道断面积,㎡。

根据以上计算,局部通风机吸风口配风量为260m3/min,选择FBD№5.0/2×7.5型局部通风机,其供风量达260-190m3/min能达到通风能力要求,通风机安设在+260m运输大巷309采区车场内。

见附图:

3092工作面切眼掘进通风系统及避灾路线示意图

第二节压风

矿井在地面安设有两台VF-10/7型双V活塞式空压机和一台DSR-150A/W螺杆式空压机,全天24小时向井下供风。

在260mK5抽放巷内设有压风自救装置,安设压风自救装置8个;随巷道掘进每间隔40m,设置一组压风自救装置。

在+260m集中运输巷距采区运输石门410m处设有避难硐室,安设压风自救装置50个。

第三节瓦斯防治

1、设专职瓦斯检查员负责碛头瓦斯检查。

2、每班瓦检员对掘进碛头、掘进回风和容易积聚瓦斯的地点至少检查三次以上。

3、坚持一炮三检和瓦斯巡回检查制度。

4、碛头作业班班长每班必须佩戴便携式瓦检仪。

第四节综合防尘

1、工作面布置防尘水管供给防尘水,炮后对爆落煤体洒水防尘;在3092运输平巷距回风口5m处和装煤口处设防尘水幕,控制全断面。

2、工作面放炮采用水炮泥,施工作业人员佩带防尘口罩进行防尘,搞好个体防护。

第五节防灭火

巷道内的防尘管路可作消防管路;加强对巷道内的浮煤进行清理;在作业区域严禁出现明火;巷道内的线路严禁出现明接头;巷道使用的电缆和风筒使用阻燃材料;发现火源第一时间采取直接灭火,不能直接灭火时,必须保持正常通风,及时汇报处理。

第六节安全监控

监测分站安设260m运输巷车场采区运输石门外配电点处,在掘进碛头小于5m范围风筒异侧安设碛头瓦斯探头、在3092运输平巷距回风口10-15m位置安设碛头回风瓦斯探头,探头位于巷中,距巷道顶板不大于30cm处;碛头一个瓦斯探头在放炮时撤到距碛头20m的安全位置,炮后及时恢复到碛头;在煤电钻开关处安设远程断电仪,用于控制巷道电煤钻开关实行瓦电闭锁;在风机电源进线电缆上安设开停探头监控风机运行情况。

第七节供电

掘进工作面碛头电源来自+330m中央变电所。

风机电源来自局扇专用变压器及开关、+330m风机供电专线,实行三专两闭锁,其它电源来自同水平变电所的另一台变压器和专用线路,在+330m运输巷运输石门以东20m处设采区配电点。

采用一台QBZ-2X80SF开关控制局部通风机,一台QBZ-80开关和BZZ-4-IV电煤钻综合保护开关控制煤电钻。

第八节排水

巷道采用坡度自流排水,巷道涌水经3092运输平巷水沟流入309采区石门,经+260m运输大巷,流入+260m主水仓,经一级排水泵排至+410m,然后经主平硐水沟排出地面。

第九节运输

采用1T标准“U”型矿车对工作面煤炭,材料,矸石进行运输。

3092工作面切眼煤:

3092工作面切眼碛头→3092运输煤平巷→+260m集中运输巷车场→+260m运输大巷向东→+260m井底车场→一级提升暗斜井→+410m车场→+410m集中运输巷向东→井外。

工作面需用材料:

地面→主平硐→轨道下山+410m上车场→一级提升暗斜井→+260m井底车场→+260m运输大巷→260m运输大巷车场→3092运输大巷→3092工作面切眼。

第十节通信和信号

在3092运输煤平巷距半煤口10m位置安设一部与地面及其它作业点直通的防爆程控电话,地面调度室电话拔号为1号;矿井提升运输信号统一使用,为“一停,二上,三下”,在提升巷上下车场摘挂钩硐室安设红绿灯,警示红灯提升,绿灯人员通行。

第六章劳动组织和主要技术经济指标

第一节劳动组织

巷道采用一次成巷方式,根据巷道施工方法和支护方式,采用掘进和支护平行作业。

因工作面防突要求,在实施防突措施的班次停止当班掘进施工。

劳动组织配备表

序号

工 种

出  勤  人   数

备 注

合计

1

班长

1

1

2

2

打眼工

2

2

4

3

放炮员

1

1

2

4

运输工

4

4

6

在册人数

9

9

18

注:

运输工兼作支护工。

第二节作业循环

一、作

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