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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