掘进规程.docx
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掘进规程
轩掘090302
梨矿5#层521采区工作面
作业规程
工作面名称：
编制人：
施工负责人：
总工：
批准时间：
年月日
执行时间：
年月日
第一章概况
第一节概述
521掘进工作面，属5#煤层，巷道设计长度，进风巷472米，回风巷462米，切眼112米，施工巷道用于5211-3高挡普采工作面通风、行人、运输，5211-3进风巷、回风巷、切眼均沿煤层底板布置，我队承担回风巷的施工任务，从2009年6月中旬开始掘进到2009年9月中旬结束掘进施工。
第二节设计依据
根据《采矿工程设计手册》、《煤矿安全规程》、《操作规程》以及煤炭安全的法律、法规、条例等，以及我矿通风区提供的瓦斯等数据；机电科提供的供电系统图等；地测科提供的《地测说明书》；生产科下达的《施工通知单》编制本规程。
第二章地面相对位置及水文地质情况
第一节地面相对位置及临近采区开采情况
地面位置：
本面相对地面位置一山地，无村庄及建筑物，冲沟发育，地形标高为1782--1842m，上面有一条乡级公路从上面通过，对其稍有的影响。
相应地形为黄土覆盖，工作面盖山厚度为119—150米。
井下位置及四邻情况：
5211-3工作面属521区，位于521皮带下山西侧，上部为5211-2已采工作面，东面为未采区，下部为5213已采工作面，5211-3工作面掘进面有一定影响。
在掘进过程中必须加强支护工作。
水平采区
二水平521采区
工程名称
5211-3回风巷
地面标高
1782--1842米
井下标高
1690—1662.8米
地面相对位置、建筑物小井及其它
无村庄及建筑物,有一条乡级公路从上面通过,相应地形为黄土覆盖。
井下相对位置及对掘进巷道的影响
该面属于521区，位于521区皮带下山西侧，上部为5211已采工作面，东面为未采区，下部为5213已采工作面，掘进时要加强支护工作。
邻近采掘情况对掘进巷道的影响
5211-2工作面采空区内的顶板对掘进送巷有一定的影响，必须加强本工作面回风巷的支护工作。
附表1：
井上下对照关系表
第二节煤（岩）层赋存特征
据钻孔及开掘实测资料，该煤层平均厚度4.5米，煤层结构比较简单，夹矸层数1-2层，厚度为0.1-0.3不等，夹石多为灰黑色页岩及沙质页岩，直接顶为细砂岩，厚度1.5—5.5m,直接底砂质泥岩，厚度0.8—2.0m，老底黑色页岩4.0米。
顶底部煤质较好，据邻近巷道观测，瓦斯绝对涌出量0.144m3/min，应加强通风。
据煤尘爆炸性试验，5#煤火焰长度为50-400mm，有煤尘爆炸危险性，要加强洒水、灭尘等安全工作，煤的自燃倾向性等级为易自燃—较易自燃的，自燃发火期3-6个月。
煤层倾角7---12度，最小为7度，平均10度，煤层走向为95度，向南倾斜。
附表2：
煤层特征表
项目
单位
指标
备注
煤层厚度
米
平均4.5米
煤层倾角
度
7—12度
煤层硬度
f
1—1.5
层理及节理
发育程度
发育
发火期
月
3—6
瓦斯绝对涌出量
M3/min
0.144
煤尘爆炸指数
火焰长度
50—400mm
附图1：
地层综合柱状图
第三节地质构造
据掘进5211-3工作面走向为95度，向南倾斜。
煤层倾角为7—12度。
顶层掘进时共揭露断层7条，落差0.5米—1.8米，断层走向与工作面斜交，预计落差较大的断层对下层掘进有一定影响，在断层附近，受断层影响，局部地段脱顶，掘进时要穿煤巷，加强顶板管理，预防冒顶事故的发生。
附表3：
构造明细
构造名称
走向
倾角
性质
落差
影响程度
F1（回）
54度
42度
正
0.7
影响不大
F2（回）
32度
58度
正
0.9
影响不大
F3（进）
63度
57度
正
2.4
有影响
F4（进）
78度
56度
正
2.2
有影响
F5（进）
34度
55度
正
1.8
影响不大
F6（进）
42度
49度
正
1.5
影响不大
F7（进）
27度
30度
正
1.6
影响不大
第四节水文地质
该工作面水文地质条件简单，工作面充水来源主要5#煤层顶板砂岩含水层和顶部5211-2工作面采空区局部积水，在掘进中进回风巷见断层时出现顶板淋水现象。
当时水量大约为1.2—1.8t/h,随着工作面的推进，工作面冒落面积增大，水量可能会增大。
故掘进时要进行探放水，探放水时严格执行“边探边掘，先探后掘”的原则。
施工队应每班加强观测，预备好潜水泵，随时准备排水工作。
如遇到水量增大等异常情况，应停止作业，向有关领导及单位汇报，采取相应的措施后方可生产，确保安全。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
一、5211-3回风巷开口中心，位于二层回风巷内546＃测点退后3米处，以方位α=227度，坡度δ=-16度掘平距7米后落平，沿原方位平掘3米，变方位α=274度，平掘4米后，以δ=-4度坡度过顶层网边，尔后沿原方位底板掘进236米，变方位α=184度沿底掘进17米，最后变方位a=274度掘进179米与5211-3切眼贯通。
二、施工总工程量：
451米（不含拣矸硐，绞车硐，躲避峒等）。
附图2：
工作面巷道布置图
第二节支护设计
本巷道支护，采用类比法设计，根据实际情况选用矿用工字型纲支架或坑木支护，支护规格为：
一、5211-3回风顺槽：
棚梁长2.4米，棚腿长2.2米，巷道上净宽2.1米，下净宽3.1米，净高1.9米，S净=5.2m2，S毛=6.38m2，勾盘“四六四”，棚距0.7米。
二、5211-3回风顺槽皮带机头大断面采用：
采用矿用11#工字型纲支护，棚梁长3.2米，棚腿长2.3米，巷道上净宽3.0米，下净宽4.0米，净高2.0米，S净=7.7m2，S毛=9.75m2，勾盘“四六四”，棚距0.7米。
三、5211-3回风顺槽泵站大断面：
棚梁长3.0米，棚腿长2.2米，直径大于20cm坑木，巷道上净宽2.7米，下净宽3.7米，净高2.0米，勾盘“四六四”，棚距0.7米。
S净=6.4m2,S毛=8.75m2。
四、进风巷每隔50米在下帮掘拣矸峒，深5米，断面同进风巷，回风巷每隔40m，掘一躲避峒，深度2米，断面同回风巷，回风巷在开口以里230米处，下帮掘乳化液泵站，长度15米，梁3.0米，腿2.2米。
五、临时支护采用3.2米л型梁，配合40T型圆环大链，用连接环加螺丝锚固，л型梁与木梁要背紧，放炮后前探支架要及时串入迎头空顶地段。
所架设支架要求两帮背紧背牢，顶部绞实，撑木（拉杆）齐全，柱窝挖够设计深度，工作面最大控顶距1.4米，最小控顶距0.1米。
所有工程严格按安全质量标准化巷道施工。
附图3：
支护断面图
第三节支护工艺
1、支护要求
（1）采用矿用耐压坑木梯形棚支护，要求梁、腿坚固耐用；棚梁接口严密，且棚梁腿直径不小于18cm。
（2）各巷道永久支护至工作面迎头范围内采用前探梁支护，前探梁两根，采用L=3.2米长的∏型钢梁，两梁间距不超过1.0米，分别吊挂在棚梁下方，各前探梁端头距工作面迎头距离不大于0.1米，且必须有坑木，破板与顶板刹紧，背牢。
（3）所有施工巷道的顶必须用破板、坑木勾盘严实，帮必须用破板、大块炭勾盘严实，严禁空顶、空帮。
2、支护工序的安排要求
（1）每班进行支护前，均必须挂起中线认真检查巷道规格尺寸，发生不合格处要及时处理，待全部合格后，方可从外向里依次进行支护。
（2）支棚前，先挖好棚腿柱窝，将棚腿立正，打好拉杆，待每根棚腿设专人扶牢后架设棚梁，根据中线将棚子调正后及时进行刹顶、背帮工作。
（3）架棚时，各棚腿必须支在实底和平底上。
（4）架棚必须严格按照安全质量标准化要求施工，确保支护质量。
如遇不合格支架要坚决返工。
（5）永久支护和临时支护距工作面迎头距离要求，当顶板坚硬完好时，最大控顶距不超过1.4米，最小控顶距不小于0.1米，循环进尺1.4米，当顶煤松软或过地质构造带时，支护必须紧跟工作面迎头，且缩小循环进尺，加强支护工作。
（6）更换巷道支护时，在拆除厚有支护前，应先加固临近支护，拆除厚支护后，必须及时处理掉顶帮活矸和架设永久支护，必要时还应采取临时支护措施。
第四节矿压观测
目前掘进尚无开展此项工作。
第四章施工工艺
第一节施工方法
5211-3回风巷采用MZ—1.2型煤电钻，配合1.7米长麻花钻杆，八字型钻头打眼。
必须按规定要求使用ZZ8L型煤电钻综合保护装置，并看好中腰线及支架，敲帮问顶后方可打眼，装入煤矿许用炸药，如煤体有水，顶板淋水，底板涌水时，改用煤矿许用乳胶炸药，瞬发电雷管，炮眼用水炮泥黄土、粘土填满充实，电爆网络采用串联方式，MFB—50型起爆器起爆。
掏槽采用三角椎型掏槽，眼口距离1.0米，眼底距离0.2米。
布置在巷道正中偏下部。
巷道开口施工前，必须先维护好开口点处支架，对不合格的支架、断梁、折柱必须及时替换。
开口抬棚必须是双抬棚，且插梁数不得少于4根。
打抬棚时，必须在原支架下打好顶柱或临时抬棚，顶柱要迎山有力，抬棚要背紧背这牢。
必须由有经验的老工人作业，一人护着腿子并观察顶板，另一人挖柱窝直到顺利取出，要先取出中间的两根梁子，然后由里向外取出两边的腿子。
打好抬棚后，要及时支设戗棚，以防放炮崩倒抬棚，掘进5米之后方可执行正规循环作业。
第二节破煤（岩）方式
工作面采用钻眼爆破法施工，其工艺流程为：
检查工作面（交接班）—检查瓦斯—敲帮问顶—看中腰线打眼—检查瓦斯—装药—伸机尾打戗压杠—检查瓦斯—洒水灭尘—敲帮问顶—架设前探梁—出煤—支护—勾盘—清理。
第三节掘进操作顺序
掘进时，使用MZ—1.2型煤电钻配合1.7米长麻花钻杆，八字型钻头打眼，炮眼布置回风巷15个眼，按规定要求使用ZZ8L型煤电钻综合保护装置，并看好中腰线及支架，敲帮问顶后方可打眼。
进行爆破作业时，必须按本规程规定的爆破说明书进行装药放炮，并采用正向装药放炮。
装药时要远离电钻开关、电缆等带电的物体，雷管脚线要扭结短路，炮眼填充严格执行《煤矿安全规程》规定，雷管脚线与脚线，脚线与放炮母线，母线与放炮器之间必须扭紧，严禁产生电火花。
放炮母线必须随用随悬挂，以免发生误接，严禁使用固定母线放炮，在连线爆破前，必须在距工作面20m范围内进行第二次瓦斯检查。
放炮母线长度煤巷70米，岩巷100米，放炮时所有人员必须撤至警戒线以外的安全地点，点清人数并搁好警戒线后方可放炮。
放炮时严格执行“一炮三检”和“三人联锁放炮”制度。
第四节爆破作业
1、炸药消耗量：
根据我矿5#煤掘进巷道循环进度1.4m，每循环炸药消耗量为6—7kg之间，可知每立方米原煤炸药消耗量为：
q=Q/NL=6.5/（6.38×1.4）=0.728kg/m3
式中：
Q—每循环炸药消耗量取6.5kg。
S—巷道毛断面。
L--炮眼深度取1.4m。
2、炮眼数目：
根据每循环总装药量衣炮眼填满系数。
炮眼总数：
N=q•smn/ap=（0.728×6.38×0.2×0.93）/（0.3×0.2）=15（个）
其中：
q—单位炸药消耗量（kg/m3）
S=巷道毛断面（m2）
m—药卷长度（m）
n—炮眼利用率（%）
а—装填系数
p—每个药卷重量（kg）。
施工时根据工作面具体情况，实际排列。
3、炮眼深度与掏槽方式：
该面沿底板掘进，循环进度1.4米，炮眼垂直深度1.5米，棚距0.7米，平均炮眼深度：
L=L/sinx=1.5/sinx82°=1.56米。
掏槽采用三角椎型掏槽方式，其它炮眼呈对称排列於巷道断面两侧。
附图4：
炮眼布置图及爆破说明书。
第五节装载与运输
放炮崩落的煤除一部分自行装入溜子外，其余由人工用铁锹装入SGW—620/40型刮板输送机运出工作面，经521运输下山—集中机巷——主斜井——地面煤台。
第六节管线及轨道敷设
1、洒水灭尘管路、排水管路均使用2寸钢管，敷设於5211-3工作面巷道下帮，用铁线每隔3米捆绑在棚腿上，吊挂整齐成直线。
2、风筒悬挂在巷道上帮侧，吊挂在棚梁下，风筒要逢环必挂，吊挂整齐、接口严密不漏风。
3、电缆使用特制的电缆吊挂于巷道上帮侧，不低于0.5米处，每隔3米设一电缆钩，电缆悬挂整齐，高度合理不得使用铁线代替电缆钩吊挂电缆。
4、水管需通过轨道时，必须从轨道道轨下穿过，且保证道路畅通无阻。
水管接并没有处必须将兰加螺栓紧固或轮带用铁丝紧固，防止漏水。
5、轨道敷设要平、直，每隔1米加装一块枕木，轨道接头构件齐全，螺栓紧固，枕木下要垫实，不得出现空心现象。
第七节设备及工具配备
该工作面均属炮巷沿底板布置，掘进时选用MZ—1.2型煤电钻，分别配备2台，其中一台使用，一台备用。
每个掘进头配备ZZ8L—2.5型煤电钻综合保护装置一台，麻花钻杆，八字型钻头，配备JBT62—2型局扇2台，QBZ—225Z真空闭锁开关1台，QBZ—120隔爆真空启动器4台，SGW—40T刮板输送机4部。
SSJ—800/2×40胶带输送机1部。
附表4：
工作面设备及器具名称
设备、工具名称
型号
单位
数量
地点
刮板输送机
SGW—620/40T
部
4
5211-3回风顺槽
胶带输送机
SSJ-800/2×40
部
1
5211-3回风顺槽
隔爆闭锁开关
QBZ—225
台
1
5211-3回风顺槽
隔爆真空启动器
QBZ—120
台
3
5211-3回风顺槽
铁锹
张
4
5211-3回风顺槽
洋镐
把
2
5211-3回风顺槽
局扇
JBT62—2
台
2
5211-3回风顺槽
煤电钻
MZ—1.2
台
2
5211-3回风顺槽
煤电钻综保
ZZ8L—2.5
台
2
5211-3回风顺槽
麻花钻杆
1.8米
根
4
钻头
个
8
第五章生产系统
第一节通风、
该面掘进时必须加强通风瓦斯管理工作，要求风筒吊挂平直，逢环必挂，有洞必补，接口严密不漏风。
施工时必须装备电闭锁和瓦电闭锁装置，通风方式选择压入式通风，局扇安装在进风侧距回风口10米以外的地方，距地面0.3米以上，风筒出风口至迎头不大于10米。
1、工作面所需风量计算
（1）按瓦斯涌出量计算：
Q=100qcH4.K=100×0.144×1.3=18.72m3/min
式中：
100—矿井井巷中风流瓦斯浓度不超过1%所换算的常数
Q—所需风量m3/min
qcH4—瓦斯平均绝对涌出量，取0.144m3/min
K—瓦斯涌出不均衡系数，取.K=1.2-1.3
（2）按一次爆破最大炸药消耗量计算
Q≥25A≥25×6.6=165m3/min
式中：
25—工作面实际消耗每kg炸药需要风量不得小于25m3/mm
A—采掘工作面一次爆破炸药量大用量kg
（3）按工作面最多工作人数计算（每班定员9人，每班期间9人）
Q=4N=4×9=36m3/min
式中：
N—最多工作人数，取9人
考虑到通风线路长，决定取Q=170m3/min
2、工作面所需风量验算
（1）按最低最高风速验算：
Qmin≥0.25×60×S断Qmax≤4×60×S断
式中：
S断—掘进巷道净断面积，回风巷5.2m2所以：
Qmin≥0.25×60×5.2=78m3/min
Qmax≤4×60×5.2=1248m3/min
因为Qmin∠Q∠Qmax，选择合适
（2）按有毒有害气体浓度验算：
P瓦/Q掘≤1%
式中：
P—瓦斯平均绝对涌出量，该工作面为0.144m3/min
所以0.144/170=0.085%∠1%。
所选风量合适。
3、通风设备的选择及风速验算
Q=V×A×60
V1=390/（5.2×60）=1.25m/s
V2=170/（5.2×60）=0.54m/s最大、最小风速均在0.25m/s-4m/s
式中
Q—通过巷道的风量m3/min
V—巷道风速m/s
A—巷道断面积㎡
4、炮烟吹散时间安最小风速测定：
T=L/V2=100/（0.54×60）=3.08min
3.08×1.5=4.63min故取5分钟
本工作面由稳设于进风侧巷口的风机供风，风筒采用直径600mm的柔性阻燃风筒。
风机选择JBT62—2型轴流式局部通风机。
该风机额定风量范围为250—390m3/min，电动机功率28kw，能够满足工作面供风需求风速不超限。
4、通风系统
5211-3回风顺槽：
新风由地面→主斜井→集中机巷→521采区运输下山→521联络巷→521采区轨道下山→5211-3回风顺槽。
乏风：
由5211-3工作面→521采区轨道下山→521区中转车场→521集中回风巷→矿井总回风巷→风井排出地面。
附图6：
通风系统图
第二节瓦斯防治
1、瓦斯监控系统：
（1）严格按要求和规定启动瓦斯监控系统，瓦斯传感器安置在距迎头不大于5米的地方。
悬吊于风筒另一侧，距棚梁高度不大于30cm，距棚腿距离不小于20cm。
（2）工作面及其他作业地点风流中瓦斯浓度达到1%时，必须停止用电钻打眼，爆破地点附近20米以内风流中瓦斯浓度达到1%时，严禁爆破。
距回风点10—15米处也应安装瓦斯传感器。
（3）每周对瓦斯探头进行一次校正，一个月出井校正一次。
（4）必须使用好局部通风机的“三专”供电，必须使用好“风电、瓦斯电”闭锁装置。
局部通风机因故障停风恢复通风前，必须先检查瓦斯，在局部通风极及其开关附近10米以内风流中的丽斯浓度都不超过0.5%时。
方可人工手动开启局部通风机（严禁自动复电）。
（5）每班由班组长必须携带一台便携式瓦检仪，悬挂在距迎头不大于5米的风筒另一侧能正确反应瓦斯顶棚上。
（6）甲烷传感器的报警浓度为CH4≥1.0%，此时工作面应停止作业，CH4≥1.5%时，工作面非本质安全型设备全部断电。
2、预防瓦斯积聚的措施
（1）加强通风管理。
包括风机安放位置，风筒破口、吊挂、急弯、死弯现象，出风口距离及通风设施如风门、风帘等管理情况，材料、设备堆积情况等都按规程执行。
（2）严格执行瓦斯检查制度、一炮三检制度和瓦斯巡回检查制度。
（3）工作面风流或局部地点瓦斯浓度达到1%时，必须停止电钻打眼，放炮地点20米范围内风流中瓦斯注浓度达到1%，禁止放炮。
（4）在板冒落的空洞瓦斯积聚时，可采用黄土填法或利用导风板引入风流吹散瓦斯等办法进行处理。
3、防止引燃
（1）严禁入井人员携带火种，严禁穿化纤衣服井下工作人员禁止打开矿灯。
（2）电器设备严禁出现失爆现象。
第三节综合防尘
1、工作面装药必须装好水泡泥，水炮泥外再用粘土填满封实，放炮前后工作面迎头20米内，必须有进行洒水灭尘。
2、各转载点使用喷雾洒水灭尘设施。
3、巷道内距工作面迎头50米处及距回风绕道50米处各设置一道水幕，每班作业时打开水幕阀门进行洒水灭尘，并由通风区负责每周冲洗巷道顶帮一次。
4、距工作面8-10米处安装放炮喷雾器。
5、工作面装煤时作业人员进行洒水灭尘。
6、个人防护，每位工作人员佩带防尘口罩。
第四节防灭火
该工作面掘进，不易发生自燃发火现象，应注意明火，因此采用如下方法防灭火。
1、设立消防管路系统，每隔50米设置支管和阀门，可通过洒水灭尘管路灭。
2、5211-3进回风顺槽头部溜机头处设立灭火器2个，安设不小于0.5m3的砂箱一个。
3、消灭外来火源，严禁机电设备带病运转，杜绝电器设备着火事故的发生，消灭失爆。
4、严禁将油脂类的可燃物品泼洒在井下巷道内，擦试过的油脂类的棉纱等易燃物必须运出地面。
5、皮带运输机必须安设烟雾报警等综合保护装置。
第五节安全监控
本工作面安全监控设备主要为局扇开、停传感器，甲烷传感器和风电、瓦电闭锁装置。
甲烷传感器设置在距离迎头五米范围内，安全监控设备之间必须使用专用阻燃电缆，严禁与电话电缆、动力电缆等供用。
瓦斯探头由专人管理，每班定期移向掘进迎头，一旦瓦斯超限，闭锁系统能迅速切断电源，进行处理，瓦斯浓度下降到规定值时，才可人工复电，严禁装设自动复电系统开关。
第六节供电
一、5211-3回风顺槽，设备选型及整定表如下
设备名称
配套电动机
启动器选择
保护方式
及整定值
SGW-620/40刮板输送机
功率KW
电压V
型号
额定电流A
JDB
40
660
QBZ-120
120
46
SSJ-800/2×40胶带输送机
80
660
QBZ-120
120
92
JBT62-2轴流局部通风机
28
660
二、电缆选型：
按照《煤矿安全规程》选择电缆应满足以下条件
1、电缆的正常工作负荷电流应等于或小于电缆允许持续电流。
2、正常运行时，电动机的端电压不低于额定电压的10%，保证电动机的正常启动。
3、固定铺设的橡套电缆的实际长度，应比铺设电张巷道的实际长度增加10%。
确定本工作面电缆型号如下：
来自521采区变电所660V电缆选用MYP3×50+1×10型橡套电缆刮板输送机，伸缩胶带输送机，选用U-10003×35+1×10型橡套电缆。
三、工作面电源由521配电室供给，其供电系统为：
地面南山配电室→521配电室→521轨道下山→5211-3回风顺槽。
局部扇风机及监测监控系统都为专线供电，局扇实行三专两闭锁及双风机双电源自动切换装置。
附图7：
供电系统图
第七节供水、排水
供水系统：
地面静压水仓→地面设备库→总回风巷→521轨道下山→5211-3回风顺槽→巷道洒水灭尘。
排水系统：
5211-3回风顺槽→521轨道下山→521皮轨联络巷→水仓→521皮下山→运煤大巷→大倾角皮带→地面。
附图8：
供排水系统图
第八节运输
运煤系统：
5211-3回风顺槽煤由工作面→5211-3回风车场→溜煤眼→521采区运输下山→集中机巷→主斜井→地面煤台。
运料系统：
地面料场→副平峒→521上车场→5#暗斜井→5#集中回风巷→521轨道下山→5211-3回风车场→5211-3回风顺槽→工作面
附图9：
运输系统图
第九节照明、通讯和信号
1、该面计划不设专门的照明线路，待工作面系统形成后，在皮带机头机尾处上部吊挂防爆灯用以照明。
2、在刮板输送机机头处设有直通地面调度室的矿用防爆电话。
3、在每部刮板输送机之间都安设一个按纽、一个电铃，并明确规定开停信号：
一停、二开。
第六章劳动组织与主要技术经济
第一节劳动组织
我队直接参加生产的人员分为三个班，实行“三八”工作制生产，每班二循环，定员每班9名生产人员，采用综合工种与专业工种平行作业方式。
附表5：
劳动组织表
序号
工种
定员
组织情况
1
队干
1×3
合理布置本班人员，重点在安全生产及薄弱环节，指出生产中注意事项，确保安全生产。
2
迎头工
3×3
负责打眼、装联炮、伸机尾、支棚、出煤、架前探梁、确保支护质量。
3
溜子
司机
1×3
认真执行操作规程，检查机头、尾压杠清理循环煤等，不开溜时负责运料。
4
运料工
1×3
负责本面所有消耗材料的运输。
5
病休事
6
6
其它
3×3
电钳维护，验收员等。
合计
36
第二节循环作业
附表6：
掘进循环作业图表
工序班次
012345678
时间
8910111213141516
161718192021222324
交接班
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