6煤南轨道下山规程.docx
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6煤南轨道下山规程
1地质概况
根据设计要求及实际施工的需要掘进6#煤轨道下山，以保证二采区首采工作面布置的采区巷道的安全顺利施工，特编制本掘进作业规程。
1.1巷道穿越的煤（岩）层和围岩特征及其柱状图
1.1.1巷道穿越煤层特征
6#煤轨道下山位于石炭系太原组6#煤层，煤层厚度1.02～1.96米，平均厚度为1.66米,煤层倾角为2°～8°，平均为5°，煤层稳定结构较简单。
为稳定可采近水平薄-中厚煤层。
1.1.2煤层顶、底板情况
伪顶缺失。
直接顶为石灰岩，含大量腕足类化石，厚度1.3-4.07m，平均2.9m。
老顶为K3砂质泥岩或细砂、粉砂岩，灰白色，厚6.10～7.36m,平均6.52m。
直接底为K2细砂岩，厚12.54-17.34mm，平均13.43m。
1.1.3煤层综合柱状图
附图1－1：
煤层综合柱状图
1.1.4地面位置
本巷道对应地表位于我矿工业广场及以南，地形以山沟及其两侧黄土山坡为主，盖山厚度为200－235m。
1.2地质构造及其平、剖面图
本巷道地质构造简单，预计无大的断层出现，对掘进无影响。
1.3掘进工作面周围的采掘情况
本巷道开口于6#煤回风大巷，自（2490.135,6985.520）坐标点，以180º的方位角沿6#煤层跟顶拉底向南掘进至井田边界。
因6#煤尚未开采，周围无其它已开拓巷道。
1.4掘进工作面周围的预计水文地质条件
该区水文地质为中等型
预计最大涌水量3m3/h，需做好排水设施、设备及排水工作。
1.5掘进工作面周围煤（岩）层预计瓦斯涌出量、煤层发火期、煤尘爆炸性
本矿以往开采4#煤层，瓦斯涌出量不大，据历年的瓦斯等级签定报告为低瓦斯矿井。
由于井田西侧朱家店煤矿为高瓦斯矿井，故要严格通风瓦斯管理。
相对瓦斯涌出量：
不详；
属自燃煤层，发火期：
3－6个月；
煤尘爆炸指数：
不详。
1.6重要地质情况预报及提示
1.6.1顶板淋滴水较大时，注意及时排出迎头积水。
2工程概况
2.1巷道用途
6#煤轨道下山：
6#煤轨道运输和回风。
2.2巷道平面布置图
附图2－1：
6#煤轨道下山平面布置图
2.3巷道工程量
6#煤轨道下山：
470m。
2.4工程施工安排
施工顺序：
6#煤轨道下山→边界。
2.5矿压观测
为更好地了解我矿矿压显现及支护形式的合理性，矿压观测使用顶板离层指示仪，安装一个，安在巷道中部。
3巷道断面及支护形式
3.1巷道断面
6#煤轨道下山采用矩形断面。
毛断面：
10.5m2，宽4.2m，掘进高度2.5m；净断面：
9.6m2，净宽4.0m，净高2.4m。
沿6#煤层跟顶拉底掘进。
附图3－1：
6#煤轨道下山支护断面图。
3.2永久支护
3.2.1永久支护形式
⑴顶板稳定完整（破碎）时采用“螺纹钢加长锚固树脂锚杆＋钢筋钢带＋（金属菱形网）＋锚索”联合支护。
锚杆间×排距＝1000×1000mm，呈“五·五”排矩形布置；每3.0m在相邻两排顶锚杆巷道中心位置施工一根锚索，锚索长度为5.3m。
锚杆规格为∮×L＝20×2000mm，钢带规格：
L×B＝4000×50mm，钢带为∮14mm圆钢经弯曲焊接的平面闭合体，要求搭接处的长度≮70mm，双侧连续焊接。
⑵ 两帮采用两排端头锚固树脂锚杆配木托盘并加挂金属菱形网联合支护；锚杆间距×排距＝1000×1000mm，顶排锚杆距顶板500mm。
锚杆规格为∮×L＝16×1800mm，木托盘规格为L×B×H＝300×150×50mm。
3.2.2顶锚杆施工
⑴使用端头锚固树脂锚杆。
锚杆规格为∮×L＝18×2000mm，其中有效锚固长度1.90－1.95m，外露长度≦50mm，用2个K2455型树脂锚固剂端头锚固，设计锚固力不低于90KN（100N·m）。
⑵使用MQT系列气动锚杆钻机，∮28mm钻头、B19mm系列中空六角内丝、外丝接长钎杆打锚杆孔，孔深1.90－1.95m。
⑶锚杆安装
A、检查锚杆孔深度和锚固剂质量。
B、用锚杆将2个树脂锚固剂推入孔中，人工缓慢将锚杆锚固剂推到位。
C、将锚杆套入内丝外六方套搅拌钻杆中，利用MQT系列锚杆钻机进行安装，使锚杆机顺时针旋转，随搅随推进，直到将锚杆推到孔底为止。
搅拌时间20秒，搅拌后锚杆钻机要停留10秒后方可放下，防止锚杆固化前位移。
D、5-15分钟后上网和托盘，并用扭力扳手检查紧固力，要求紧固力不低于100N·m，外露长度不大于50mm。
3.2.3铺顶网工艺
在顶板与钢带之间铺设单层金属菱形网，规格L×B＝8.0×1.1m，金属网用10#铁丝编织，长边垂直巷道掘进方向铺设，网短边至巷道两帮垂至底板；两张网之间长边重叠搭接100mm，用双股14#铁丝呈“三花”型连接，连接扣间距300mm，排距100mm。
要求菱形网铺设平整、拉紧、贴顶、不留网包。
3.2.4锚索施工
⑴使用MH－100型端头锚固预应力锚索。
钢绞线规格为∮×L＝15.24mm×5300mm，钢绞线结构为7×5mm。
其中有效锚固长度5.0－5.15m，外露长度150－300mm，用3个K2455型树脂锚固剂端头锚固。
⑵使用MQT系列气动锚杆钻机，∮28mm钻头、B19mm系列中空六角内丝、外丝接长钎杆打锚索孔，孔深5.0－5.15m。
⑶锚索安装
A、检查锚索孔深度和锚固剂质量。
B、用钢绞线将3个树脂锚固剂推入孔中，人工缓慢将钢绞线锚固剂推到位。
C、将钢绞线套入搅拌钻杆中，利用MQT系列锚杆钻机进行安装，使锚杆机顺时针旋转，随搅随推进，直到将钢绞线推到孔底为止。
搅拌时间40秒，搅拌后锚杆钻机要停留30秒后方可放下，防止锚索固化前位移。
D、1小时后上锁具，上锁具时将张拉装置套在钢绞线上，利用千斤顶对锚索进行预应力张拉，达到30Mpa后停止张拉，张拉过程中，人员不能在锚索下方，并要躲开高压管波及范围，以防崩管伤人。
3.2.5帮锚杆支护
⑴端头锚固树脂锚杆支护
巷道两帮采用双排端头锚固树脂锚杆配木托盘加挂金属网支护，锚杆规格为∮×L＝16×1800mm，锚固剂为一个K2455型树脂锚固剂，搅拌时间20秒，帮锚杆设计锚固力不低于30KN（80N·m）。
打眼使用ZMS－1.2型煤电钻或YPT－26型高频风钻或ZMS－60型风煤钻、∮28mm钻头，∮28mm长1.8m中空麻花水钻杆，眼深1.70－1.75m，打眼要湿式打眼，且要做好控制眼深的标记。
装锚杆时，使用煤电钻或风煤钻或高频风钻配内丝外六方套搅拌树脂锚固剂，搅拌时间20秒，锚杆安装5-15分钟后必须紧固，并用扭力扳手检查紧固力，要求紧固力不低于80N·m，外露长度不大于50mm。
在煤帮与木托盘之间铺设金属菱形网，金属菱形网为煤壁垂下的顶网；要求铺设平整，紧贴煤帮，相互拉紧，不留网包。
3.3临时支护
3.3.1临时支护形式
掘进工作面到永久支护之间，必须使用戴帽点柱临时支护，严禁空顶作业。
放炮后，首先进行敲帮问顶打戴帽点柱；然后打注锚杆，锚杆由外向里，从顶板开始向两帮打注支护形式。
点柱采用∮160×2400mm优质红松园木；柱帽规格为600×200×100mm。
3.3.2临时支护、永久支护与工作面关系
⑴顶板完整采用1.5m循环进度时，永久支护顶锚杆距工作面最大距离1.7m，最小距离为0.2m；锚索距工作面的最大距离为4.7m，最小距离为0.7m。
帮锚杆距工作面最大距离为1.7m，最小距离为0.2m。
⑵顶板不完整或压力较大采用1.0m循环进度时，顶锚杆排距缩小为0.8m，永久支护顶锚杆距工作面最大距离为1.8m，最小距离为0.2m。
帮锚杆距工作面最大距离为1.8m，最小为0.2m。
⑶两帮煤体松软有滑面、滚帮情况时，帮锚杆距工作面最大距离为1.2m，最小距离为0.2m。
⑷顶板破碎出现局部冒顶或遇断层等地质构造不能采用全锚支护时，采用1.0m棚距的锚杆套棚联合支护，循环进度1.0m，永久支护铁棚距工作面最大距离为1.4m，最小为0.4m，永久支护顶锚杆距工作面最大距离为1.9m，最小距离为0.9m。
⑸无论采用哪种支护形式，掘进后要及时进行临时支护，严禁空顶作业。
⑹施工至打锚索的位置时必须打锚索。
3.4支护材料的材质、规格及其它设计参数
支护材料表
表3－1
材料名称
规格
材质
用途
单位用量
点柱
∮160×2400mm
松木
临时支护
2根
柱帽
600×200×100mm
松木
临时支护
2个
金属网
8.0×1.1m
10#铁丝
护顶、帮
8.8m2/m
顶锚杆
∮18×L2000mm
A3钢
护顶
5根/m
帮锚杆
∮16×L1800mm
A3钢
护帮
4根/m
顶锚索
∮15.24×L5300mm
护顶
0.33根/m
铁托盘
∮100mm或300×300×10mm中孔∮18mm
铸钢或钢板
护顶、帮
9.33个/m
木托盘
300×150×500mm
中孔∮18mm
松 木
护帮
4个/m
钢筋钢带
L×B＝4200×50mm
∮14mm圆钢
护顶
1根/m
树脂锚固剂
∮24×L550mm
K2455型
锚固
15卷/m
4掘进方式
4.1施工工序：
炮掘→临时支护（打点柱）→出渣→顶锚杆→帮锚杆→（锚索）。
4.2作业方式
巷道：
采用钻爆法炮掘，“三·八”制作业方式，作业循环为“两掘、两支、一锚索”的循环作业方式，即每个班：
掘进两次、初支两次、打注顶、帮锚杆两次、锚索一次；每个班两个小循环，进度3.0m。
一个圆班、六个大循环，进度9.0m。
本巷道沿6#煤层顶板掘进，拉底保证巷道高度，巷道为半煤岩巷。
施工中可组织如下平行作业：
⑴交接班、安全质量检查与打眼准备可平行作业。
⑵打眼与备料、加工引药可平行作业。
⑶装药与掩护工具、设备可平行作业。
⑷扒迎头碴与出碴可平行作业。
4.3煤岩爆破：
4.3.1打眼
打眼采用ZMS－1.2型手持式电煤钻钻孔，眼位严格按照炮眼布置图进行。
并根据煤层实际爆破效果，由技术员进行炮眼和爆破参数的修正。
附图4－1：
6#煤轨道下山炮眼布置图
4.3.2爆破
炸药使用煤矿许用3#抗水硝铵炸药，药卷直径∮35mm，雷管使用Ⅰ－Ⅴ段毫秒延期电雷管，起爆利用发爆器。
4.3.3爆破参数的确定
（1）炮眼深度的确定
根据“一掘一初喷”循环作业制，循环进度为1.5m，炮眼深度为1.7m，炮眼直径为∮42mm。
（2）爆破参数表：
附：
爆破参数表4－2
（3）爆破法：
采用掏槽眼→周边眼→底眼；一次装药一次起爆分段爆破。
（4）装药结构：
采用正向连续装药，水泡泥封口。
4.3.4封眼、联线工作
封眼采用黄土水泡泥封堵，封泥长度不得小于0.5米。
联线采用大串联一次起爆分段爆破。
起爆使用MFB-50发炮器起爆。
装药、联线工作的质量将直接影响爆破效果和作业人员的安全，所以放炮员必须认真做好这项工作，严格按照放炮操作规程作业。
4.3.5钻眼爆破工作
巷道为提高进度，可同时使用2-3台煤电钻进行打眼作业。
为确保打眼质量和爆破效果，由专职打眼工进行打眼，并设专职放炮员。
打眼实行定人、定机、定眼、包钻质量的管理方式，钻工打眼要熟练掌握钻眼技术，严格按照炮眼布置图规定作业，钻工打眼过程中，要时刻注意周围的相互关系，保证安全作业，打完一个眼后要用楔子堵好。
5运输方式及运输管理
5.1煤（矸）的装、转、运方式
30型刮板机30型刮板机
6#煤轨道下山────→6#煤轨道大巷（ 联络巷 ）────→6#煤南皮带下山
DSP皮带 箕斗
───→ 风井 （6#煤采区煤仓）────→地面。
5.2材料、设备的运输方式
材料、设备经地面装入风井箕斗（主井罐笼）运至6#煤层，再平车（1T矿车）运输。
运输路线为：
人工箕斗（罐笼）平车（矿车）
地面──→风井（主井）──→井底马头门───→6#煤轨道下山
──→工作面料场。
5.3运输管理规定及措施
5.3.1巷道运输必须严格执行“行人不行车，行车不行人”制度，运输前在坡上、下及能够进入运输范围内的各个通道口设好专人警戒，警戒人员必须站在躲避硐内或横贯内等安全地点，避开跑车后可能波及的范围及绞车钢丝绳波及范围。
5.3.2挂车数量严格执行绞车操作牌板的规定，严禁超挂车辆和放飞车。
5.3.3正确使用“一坡三挡”设施和保险绳，“一坡三挡”设施只有车辆通过时方可打开，其余时间必须处于关闭状态。
5.3.4信号规定
绞车信号：
一声停、二声拉、三声放、四声慢拉、五声慢放，乱铃为故障。
5.3.5人员出入井路线
入井：
地面→风井（主井）→井底联络巷（马头门）→6#煤回风大巷（6#煤皮带下山）→6#煤轨道下山→工作面。
出井：
沿入井路线返回。
6通风管理
6.1通风风量计算及局部通风系统
6.1.1按瓦斯涌出量计算
qCH40.919×1.6
Q掘＝────×KCH4＝────＝147m3/min
C1％
式中：
Q掘──掘进工作面所需风量m3/min
qCH4掘进工作面回风风流中瓦斯绝对涌出量m3/min
qCH4＝（巷道毛断面×煤容重×班进尺×瓦斯相对涌出量）/（8×60）＝（10.5×1.4×3×10）/（8×60）＝0.919m3/min
C──工作面回风流中允许的瓦斯浓度1％
KCH4──瓦斯涌出不均衡系数，取1.6
6.1.2按工作面同时工作的最多人数计算
Q掘＝4N＝4×20＝80m3/min
式中：
N──掘进工作面同时工作的最多人数（20人）
6.1.3按最大断面巷道最低风速计算
Q掘＝60×0.25×S＝60×0.25×10.5＝158m3/min
式中：
S──轨道下山断面积10.5m2
通过以上计算，在贯通前工作面配风量选取158m3/min.
6.1.4计算局部通风机的吸入风量
Q局＝Q掘/（1－Le100×L/100）＝158/〔1－0.1×200/100〕＝198m3/min
6.1.5选择局部通风机
根据以上计算，局部通风机的需要吸入风量为198m3/min，对照我矿现用局部通风机，选择JBT－52型11KW轴流式局部通风机，该风机的吸入风量为180－200m3/min。
采用∮500mm双反边胶质风筒，压入式供风，风机位置定于6#煤皮带下山距回风联络巷10m以外的地方。
6.1.6按风速进行验算
V＝Q掘/（S×60）＝158/（9.6×60）＝0.27m/s
0.25m/s符合《煤矿安全规程》的要求。
6.1.8风筒出风口到工作面的距离
L压≤L射＝4
＝12m，取5m
式中：
L压──出风口到工作面的距离m
L射──风流的有效射程m
S──巷道的最小净断面9.6m2
因此规定风筒出风口到工作面的最大距离不超过5m。
6.1.9局部通风系统
进风（主扇使用后）风流：
地面→风井（主井）→井底联络巷（马头门）→6#煤皮带下山→6#煤轨道下山→工作面。
回风风流：
工作面→6#煤轨道下山→6#煤皮带下山→联络巷→6#煤回风立眼→4#煤回风大巷→4#煤回风斜井→地面。
主扇使用后回风风流：
工作面→6#煤轨道下山→6#煤回风大巷→风井→地面。
附图6－1：
6#煤轨道下山通风系统及设施图
6.2局扇及风筒安装
6.2.1局扇安装在地面，直送工作面，局扇安装有风电，瓦斯电闭锁装置，并不得随意停风、停电。
6.2.2风筒口距工作面的距离不得大于5米，风筒要吊挂平直，无破损,接口要按规定严密不漏风，保证工作面风量符合要求。
6.3通风安全监测、监控仪器、仪表布置
附图6－1：
6#煤轨道下山通风系统及设施图
6.4综合防尘、灭尘设施布置及措施
附图6－1：
6#煤轨道下山通风系统及设施图
6.4.1在掘进工作面安装水幕，水幕距工作面不大于50m，作业时，必须打开水幕降尘。
巷道距回风口50m也必须安装水幕。
6.4.4工作人员要做好个体防护，佩戴防尘口罩。
6.4.5坚持湿式打眼，无水不准开钻。
6.4.6工作面30m范围内巷道每班冲洗一次，30m以外每周冲洗一次。
6.4.7巷道内每隔50m设一洒水三通阀门，供水管路安在人行道侧。
6.4.8所有除尘设施，每班由跟班工长、瓦检员维护，每天由技术员、值班队干负责督促检查，坚持正常使用。
6.5通风管理规定及措施
6.5.1坚持使用双风机、双电源自动切换装置，并确保灵敏可靠。
6.5.2任何人不得私自停开风机和拆除、损坏风筒，所有职工要爱护防尘、灭尘、安全监测监控仪器、仪表等各种通风设施，并正常使用。
6.5.3工作面停风时，所有人员应迅速撤出到有新鲜风流的地点，等到恢复正常通风，经瓦检员检测同意后，人员方可进入工作面。
6.5.4电器系统必须做到风电、瓦斯电闭锁，工作面5m范围内设一瓦斯探头T1，在回风口10－15m处设一个瓦斯探头T2，瓦斯探头应垂直悬挂，距顶板不得大于300mm,距两侧帮不小于200mm。
报警瓦斯浓度T1、T2≥1％，断电瓦斯浓度T1≥1.5％，T2≥1％，复电瓦斯浓度T1、T2<1％。
6.5.5必须加强通风和瓦斯管理，保证工作面有足够的风量，并配备专职瓦检员。
6.5.6在施工过程中发现有瓦斯突出、喷出或浓度增大等异常现象，必须立即停止作业，切断电源，撤出人员，及时汇报调度，在未得到许可之前，严禁进入工作面。
6.5.7如工作面发生冒顶时，构顶前必须先检测冒落区域的瓦斯浓度，若瓦斯超限时，必须在通风部门人员的组织下先排瓦斯，否则不准进行构顶工作。
6.5.8严禁在各种盲巷和密闭附近停留。
6.5.9距工作面60－200m设一组隔爆水袋，并随工作面掘进前移。
6.5.10矿管理人员、班长、电钳工、爆破工下井时必须携带便携式甲烷检测仪，并按要求检测瓦斯浓度。
6.5.11贯通前根据具体情况另补措施，贯通后通风系统及通风设施的规格数量、安设位置按矿编制的专项措施执行。
7机电管理
7.1设备配备及在施工巷道中的布置
附表7－1设备配备表
设备配备表
表7－1
序号
设备工具名称
型号
单位
数量
备注
1
刮板运输机
30型
部
2
运煤
2
综保
ZXZB-2.5
台
1
照明信号用
3
综保
BZZ-4
台
1
煤电钻用
4
调度绞车
DJ-25
台
2
运料
5
磁力启动器
BQD-80
台
7
6
煤电钻
ZMS-1.2
台
2
7
风煤钻
ZMS-60
台
2
8
YTP-26
台
2
9
局部通风机
JBT-28
台
2
10
激光指向仪
BIJ-Ⅱ
台
1
11
风泵
台
2
12
风镐
台
2
13
锚杆钻机
MQT-501
台
2
14
空压机
台
1
15
局部通风机
JBT-52型28KW
台
2
备用一台
7.2供电系统
由地面变电所直接提供。
7.3供排水、压风系统
7.3.1供水系统
6″管6″管6″管2″管
地面──→风井──→6#回风大巷──→6#煤轨道下山──→工作面。
7.3.2排水系统
2″管2″管2″管2″管
工作面─→6#煤轨道下山──→6#回风大巷──→风井──→地面。
7.3.3供压风系统
2″管2″管2″管
地面压风机──→主井──→6#煤皮带下山──→6#煤轨道下山─
2″管
─→工作面。
7.4机电管理与措施
7.4.1电工必须经过培训并持证上岗。
接线、拆线、检修及处理电气设备故障时，必须在上一级开关停电，并把开关打到零位闭锁，悬挂“有人工作，不准送电”的警示牌，并安排有责任心的人员专人看管，防止误送电；停送电作业由电工本人进行，实行“谁作业，谁停电，谁送电”原则，严禁约时送电。
警戒人员由电工本人安排，本人撤除。
7.4.2巷道内一切设备都必须完好防爆，所有下井的电气设备由机电科进行防爆整定、检查、验收，严禁带电检修、移动电气设备，严禁明火作业。
7.4.3供电要严格按照《煤矿安全规程》第448－452条规定执行，必须做到三无、四有、两齐、三全、三坚持，三大保护灵敏可靠，接地极合格。
7.4.4各种管线按规定吊挂整齐，供风管、供水管必须用两股10#以上铁丝吊挂，每根管吊挂两处，吊挂时风管在上，水管在下，间距300mm，水管距底板不小于1.0m。
供风管、供水管铺设2寸管，电缆必须按机电专业要求吊挂。
7.4.5所有开关必须上架。
7.4.6各种设备定期清洁，注油润滑，建立健全机电管理所要求的各项制度和记录。
7.4.7检修机电设备前，必须先检测被检电器周围20m范围内的瓦斯浓度，瓦斯浓度大于1％时，严禁进行检修工作。
7.4.8一切容易碰到的、裸露的电气设备及其所带动的机器外露的转动和传动部分（如靠背轮、链轮、齿轮等）都必须加装防护罩或防护栏，防止碰触发生危险。
7.4.9电缆选用要符合2001版《煤矿安全规程》第467－472条规定。
7.4.10所有机电设备的操作使用、检修、维护、故障排除、拆卸运输、安装调试，必须按照各自厂家的《操作使用说明书》进行。
7.4.11检修开关等电气设备前必须验电、放电。
7.4.12加强机电设备的维护和保养，保证其处于良好状态。
7.4.13供风管、供水管、排水管在开口处和工作面设闸阀。
8劳动组织
8.1劳动组织表
附表8－1劳动组织表
人数工种
班次
打
眼
工
放
炮
工
运
输
工
清
煤
工
工
长
瓦
检
员
合
计
甲班
3
1
2
4
1
1
12
乙班
3
1
2
4
1
1
12
丙班
3
1
2
4
1
1
12
小计
9
3
6
12
3
3
36
备注
全队在册人数42人，其中队干2人，采用“三•八”制作业，出勤率为90％。
8.2循环图表
附表8－2：
正规循环作业图表
8.3主要技术经济指标表
见表8－3技术经济指标表
表8－3技术经济指标表
序号
项目
单位
指标
序号
项目
单位
指标
1
掘进工程量
m
470
12
炸药消耗量
Kg/m
8.0
2
巷道毛断面
m2
10.5
13
雷管消耗量
个/m
17.33
3
巷道净断面
m2
9.6
14
药卷消耗量
个/m
14
4
循环进尺
m
1.5
15
钢带消耗量
个/m
1
5
日循环数
个/日
6
16
金属网消耗量
m2/m
8.0
6
日进尺
m
9.0
17
帮锚杆消耗量
套/m
4
7
帮锚杆间排距
m
1.0×1.0
28
顶锚杆消耗量
套/m
5
8
顶锚杆间排距
m
1.0×1.0
29
锚索消耗量
m/m
1.77
9
循环率
％
85
20
循环出煤量
吨
14.64
10
出勤率
％
90
21
每米出煤量
吨
9.76
11
工效
m
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