IIE5309综采工作面工程1516 2.docx
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IIE5309综采工作面工程15162
IIE5-309综采放顶煤工作面
作业规程
工作面名称:
11E5-309综放工作面
编制人:
施工负责人:
矿长:
批准日期:
2013年5月日
执行日期:
2013年5月日
IIE5-309综采放顶煤工作面作业规程会审意见
会审时间:
会审人员:
会审意见:
第一章概况···················3
第二章采煤方法·················7
第三章顶板控制·················12
第四章生产系统·················17
第五章劳动组织及主要技术经济指标······21
第六章工程质量要求及煤质管理··········24
第七章安全技术措施···············25
第八章灾害应急措施及避灾路线··········43
附图:
供电系统图
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
一、井下位置及四邻采掘情况
IIE5-309采煤工作面是5#煤层的首采工作面。
地面位置:
11E5-305工作面地面相对位于矿井工业广场东北方向1100m~2500m范围内,地面标高+700~+1210米,地表为戈壁滩,无植被和建筑物。
二、井下位置:
11E5-309工作面运输顺槽井下位于北一回风下山东侧、皮带下山北东侧,煤层底板标高在324米到345米。
地面相对位置在北圪瘩坡至华子山北侧原毛子沟村一带,地面标高在550--720米之间,煤层埋藏深度210--370米,地面无重要建筑物。
三、工作面巷道布置
工作面采用走向长壁式布置,下巷标高+497.3~+442.9m,上巷标高+513.6~+433.2m,工作面切眼长150m,工作面走向长920m,煤层倾角7-14°,回风顺槽内采用锚、梁、网、喷浆联合支护,巷道内铺设22Kg/m轨道、600㎜轨距,80型乳化泵、JD-25型调度绞车、风管、水管、注浆管路及JSDB-25型双速绞车辅助运料及设备;运输顺槽内采用锚、梁、网、喷浆联合支护,巷道内铺设DTS100/702×315带式输送机1m宽运煤、及SZZ.764/160、(43ZA)中双链刮板桥式转载机、DY1000型皮带自移机尾、三机配套,轨距600㎜,轨距12Kg/m轨道、控制站、移送变压器、乳化泵、电缆等设备。
第二节煤层赋存情况
一、煤层产状、厚度及煤的物理、化学性质
11E5-309工作面布置在侏罗系中统西山窑组5号煤组5-3#煤层,倾角7°~14°。
本工作面范围内煤层厚度6.11m~6.62m,平均厚度5.87m。
(1)煤的物理性质
5-3#煤:
简单结构,煤层以半亮煤为主,粉状,条带状结构明显,见有钙质薄膜充填裂纹。
坚硬度2.0VN/mm,固性系数f=2~3。
(2)化学性质
原煤:
水分(Mad)0.72%-8.16%,平均4.44%;灰分(Ad)5.58%-14.88%,平均9.17%;挥发分(Vdaf)35.83%-47.84%,平均41.45%;全硫(Std)0.48%-1.89%,平均1.185%;发热量(Qgr,d)20.85-29.88MJ/Kg,平均25.85MJ/Kg。
(3)顶、底板特性
5-3#煤顶板:
以粉、细砂岩类、泥质粉砂岩为主,顶板抗压强度为1.8~6.7Mpa。
岩石质量等级为易软化的较软岩-极软岩,围岩稳固性差。
5-3#煤底板:
为粉、细砂岩、粉砂质泥岩,底板岩石抗压强度为0.4~3.1Mpa。
岩石质量等级为易软化的较软岩-极软岩,围岩稳固性差。
(4)地质构造
该区所处在沼和泉地区平缓的褶皱带地段,地层产状平缓,构造较简单,岩层倾角为4~20。
根据巷道揭露的情况,区域内遇见较大褶曲,巷道位于煤层背斜轴部附近,顶板较破碎,地质构造相对复杂。
(5)水文地质
1、老空水:
该段尚未开采,无采空区,无老空水威胁;
2、顶板水:
顶板无含水层,本区揭露无水,但有少量顶板裂隙水;
第三节其它地质情况
1、瓦斯:
5-3煤层瓦斯绝对涌出量0.12m3/min,瓦斯相对涌出量2.52m3/t。
该煤层无瓦斯突出倾向。
2、煤尘爆炸性,该煤层煤尘具有爆炸性。
3、煤层自燃倾向性:
煤层自燃倾向性为Ⅰ级,自燃发火倾向性性质为易自燃,掘进时应加强综合防尘及监测工作。
4、地温:
变温带≤40m,0~100m为恒温带,以下为增温带,总体地温、地温梯度0.72~1.34℃/hm,因此,本区矿井开采一般不至于产生井下热害。
11#煤层位于太原组中下部,属于厚煤层,本采面内煤层基本稳定,煤层厚度0.83---12.9m,平均4.96米。
含夹石0---4层,夹石厚度0.1--0.5米不等,平面分布互不连续,时有时无,时薄时厚,岩性以泥岩、砂质泥岩为主。
在采面内分布一薄煤带(煤厚在0---2.2之间,110m*160m)。
第四节地质构造与煤层顶底板
本采面内无断裂构造。
煤层顶板直接顶以砂质泥岩、粉砂岩为主,厚度0.5---2.5米致密、质软软,夹大量植物化石,“近水平层理,含黄铁矿团块二类。
老顶以石英砂岩、泥质灰岩、砂质泥岩为主,厚度2.9---9.9米,灰岩以灰黑色为致密、坚硬、垂直裂隙发育,见小渗洞为白色方解石充填好二类。
煤层底板以泥岩、铝质泥岩为主,厚度1.5---3.6米,质软,遇水膨胀。
浅灰色、致密、质软、滑面发育,易风化破碎,水平层理,含黄铁矿结核,夹植物化石。
第二章采煤方法
第一节巷道布置
IIE5-309工作面运输顺槽、回风顺槽及切眼内,均采用沿底板留顶煤掘进,采用锚梁网喷浆联合支护方式,其断面从巷口上、下巷开始至工作面切眼止均采用半圆拱形、切眼150米范围内全部采用矩形断面、即锚梁网及锚索支护掘进。
两道巷高平均3.0m~3.5m,下宽4.0~4.2m左右。
工作面切眼采用矩形断面锚网索带支护,巷道净宽7.5m,净高2.8m。
附图:
IIE5-309工作面平面示意图。
第二节采煤工艺
一、采煤方法
根据工作面巷道布置及机械设备配备情况,309工作面采用走向长壁综合机械化放顶煤方法开采,一次采全高,全部垮落法控制顶板。
采用ZF5400/17/32型中间架95架、ZFG6000/18/32型放顶煤过渡液压支架6架支护,MG250/600-QWD型电牵引采煤机落煤、装煤(无论采煤机在工作面的上口或下口前进方向前滚筒割上部煤,后滚筒割下部煤并装煤),余煤在推溜过程中由铲煤板铲入工作面前部刮板运输机;顶煤在矿山压力的作用下,沿支架切顶线破碎冒落,并通过支架尾梁自溜自装放入后部刮板运输机;工作面前、后各安装一部SGZ-764/320型和SGZ-764/400型中双链刮板输送机分别运输采煤机落煤与放顶落煤。
采煤机斜切进刀。
设计采高2.2m—2.6m,截深0.6m,放煤步距1.2m,实行“两采一放”的作业方式。
采放比为1∶1.45。
二、采煤工艺
1、工艺流程:
前探支护、收护帮板→割煤→前探支护、支护帮板→推前溜→移架→拉后溜→收护帮板、割煤→前探支护、支护帮板→推前溜→移架→放顶煤→拉后溜。
当工作面顶煤松软时,要及时支护顶板、煤壁后再推溜、移架。
2、回采工艺说明:
①端头15m—20m斜切进刀方式:
(见进刀方式图)
工作面采用采煤机下行单向割煤方式,即采煤机开始上行斜切进刀割煤至机尾返回时移前部输送机到煤墙,工作面呈一条直线,采煤机下行切入煤墙割煤至机头后空机返回至离机头,15m—20m处再度斜切进刀进行下一循环作业。
a、采煤机由端部进刀,滚筒按照前顶后底方向斜切进入。
b、调整采煤机上、下滚筒割机尾(机头)三角煤。
c、采煤机再次调整上、下滚筒,截割机身部底煤后,返程开始割机头(机尾)段煤,然后跟机移溜拉架,放煤及拉后部溜子。
②落煤方式:
工作面使用煤机双向割煤,滚筒截深0.6米,往返一次进两刀,煤机司机应随时调整滚筒,保证采高2.2米—2.6米,并且不留伞檐、不割底板。
采煤机过后及时伸出支架前伸缩梁和护帮板,支护煤壁及顶板。
③装煤方式:
采煤机螺旋滚筒割煤并将大部分煤装入前部运输机,余煤在推溜过程中由铲煤板装入运输机;顶煤通过调节放煤板自溜装入后部运输机。
④运煤方式:
工作面采用两部SGZ-764/320及SGZ-764/400型刮板运输机,运顺采用一部SZZ.764/160(43ZA)型中双链刮板桥式转载机运输。
⑤推前溜:
滞后采煤机后滚筒6架(9米)开始推移,推移时一次推移到位,保证足够0.6m载深要求依次上行,距采煤机不少于5m向距。
并使溜子的水平弯曲段不小于15米,垂直弯曲度不大于3°。
移过前溜后,要将前溜与支架之间的浮煤攉入前部运输机,清理干净框架内及支架内浮煤,为拉架做好准备。
⑥移架支护:
正常情况下,煤机后滚筒割煤后距后滚筒3m—5m及时追机移架,移架滞后采煤机最大距离不少于15架,移架前,认真观察现场、支架各部及顶板状况,结合现场实行进行移架操作,移架过程中要坚持使用带压擦顶移架方式,尽量减少支架下降高度,移架后支架必须及时伸出伸缩梁,有效控制顶板,保持顶板完整和全封闭顶板,保持顶板完整和全封闭顶板管理。
前滚筒割过1~2架即伸出支架前探梁及时支护顶板,防止顶煤冒落,并及时打开护帮板,防止煤壁片帮。
机头、机尾的过渡支架必须滞后工作面支架一个循环步距(0.6m)。
⑦放顶煤:
放煤步距1.2米,即两采一放。
放煤方法:
在采煤机跑空机或停机状态下,由专职放煤工采用自下而上隔一架放一架。
多轮循环,间隔放煤。
具体操作:
自机尾向机头方向,利用支架尾梁升降及插板伸缩放煤,由专人依次分别放单号、双号支架顶煤。
具体为:
其中一人操作单数支架(87、85、83……)放煤,另一人操作双数支架(86、84、82……)。
两人间隔8~10架距离。
反复操作,直至见矸(其中由顶板过渡到底板段支架、机尾过渡架禁止放顶煤)。
确保顶板均匀缓慢下沉。
放过顶煤后,放煤工要及时将支架间及前后的浮煤清理干净。
顶煤未放净不得进行拉后溜作业,更不能进行下一循环割煤。
⑧拉后溜:
工作面放顶煤作业见矸关闭之后,由跟班队班长(或验收员)同意方可进行拉后溜工作,拉后溜应从机头顺序上行至机尾,中间停止作业时及时停止下方10架拉后溜操作手柄恢复零位。
,开始拉移后溜,一次拉移溜长度不得少于15m。
⑨转载机的拉移:
工作面每割两刀,运输顺槽的转载机必须用推移大油缸千斤顶拉移一次,拉移进度每次1.2米。
⑩移工作面运输机机头、机尾:
煤机割透端头煤壁后,退出机头(机尾)25~30米,待拉完架,清理机头(机尾)和过渡槽的浮煤,用过渡架推移千斤顶推移机头(机尾),推移点5米范围里不得有无关人员,特别注意:
煤机在割透上下两端头煤壁期间,要停机及时将割下来的锚杆拣出来、集中按照单位所规定地点、靠帮分类码放整齐,锚杆托板留回收复用,严禁将锚杆锚杆、托板、网子拉入溜子及皮带输送机内、以防撕坏皮带、造成机械事故而影响生产的正常进行。
⑾在生产推进后,随顶板及煤体的自行垮落即可进行正常的放顶煤作业,工作面收尾阶段距停采线30m处开始进行抬溜工作,15m结束放顶煤作业,沿顶板推进。
三、工作面正规循环生产能力
W=LSHRC=150×1.2×5.39×1.28×85%=1056吨
式中:
W——工作面正规生产能力,t;
L——工作面长度,150米;
S——工作面循环进尺,1.2米
H——工作面采高加放顶煤厚度5.39米
R——煤的视密度,1.28t/m3
C——采出率,85%
第三节设备配置
一、设备配备情况(见设备布置示意图)
序号
设备名称
型号
功率(KW)
数量
1
采煤机
MG250/600-QWD
600
1台
2
液压支架
ZYF5400/17/32
18吨/架
95架
3
过渡支架
ZFG6000/18/32
21.5吨/架
6架
4
刮板输送机
SGZ-764/320
SGZ-764400
2×320(400)
2部
5
桥式转载机
SZZ.764/160
160
1部
6
乳化液泵
YBKZ-315/31.5
2×200
3台
7
胶带运输机
DSJ100/702/2×315
315
1部
8
喷雾泵
BPW320/10M
75
1台
9
二、主要设备技术参数
1、MG250/600-WD型采煤机
序号
设备名称
单位
参数
1
采煤机
MG250/600-1.1D
2
滚筒直径
mm
1600强力滚筒
3
滚筒截深
mm
630/686
4
机身高度
mm
1441
5
适用煤层倾角
0~16°
6
牵引电机功率
KW
2×40
7
截割电机功率
KW
2×250
8
泵站电机功率
KW
20
9
摇臂回转中心距
mm
7630
10
牵引力
KN
580~350
11
牵引速度
M/min
0~7.7~12.8
12
牵引方式
电牵引
13
卧底量
mm
300
14
过煤高度
mm
630
2、SGZ-764/320×200型中双链刮板输送机
类别
单位
参数
类别
单位
参数
电机功率
KW
2×200
输送能力
T/h
700
链速
m/s
0.94
电压
V
660/1140
中部槽尺寸
mm
1500×688×275铸焊式封底溜槽
3、SZZ764/160型转载机
类别
单位
参数
类别
单位
参数
电机功率
KW
110
输送能力
T/h
900
链速
m/s
1.2
电压
V
660/1140
刮板间距
mm
864
爬坡角度
中部槽尺寸
mm
688宽
4、液压支架主要技术参数
序号
设备名称
参数
备注
1
液压支架
ZYF5400/17/32
95架
2
过渡支架
ZFG6000/18/32
6架
3
初撑力P=31.5MPa
4596KN
4
工作阻力P=35.75MPa
5400KN
5
支护强度(2.0~2.8m)
~0.83MPa
6
底板比压2.0-3.0m
~2.1MPa
7
适应倾角
1—12°
8
尾梁最大摆转角度
50°
9
支架高度
1.7~3.2M
10
支架宽度
1.43~1.6M
6、ERW315/31.5乳化液泵
类别
单位
参数
类别
单位
参数
安全阀压力
MPa
34.7~36.2
电机功率
KW
2×200
转速
r/min
650
电压
V
1140
公称压力
MPa
31.5
公称流量
L/min
315
第三章顶板管理
第一节支护设计
一、液压支架支护强度验算
支架支护强度验算:
采用经验公式计算:
Pt=9.81hγk=9.81×2.2×2.5×6
=323.73KN/m2
≈0.32MPa
式中:
Pt--工作面合理的支护强度,KN/m2;
h--采高,m;
γ--顶板岩石容重,T/m3,一般取2.5T/m3;
k--工作面支架支护的上覆岩层厚度与采高之比,一般为4~8。
支架实际支护强度计算:
P0=Z/s=4000/7.66=522.19KN/m2
式中:
Z-支架工作阻力,KN;
S-支架有效支护面积,m2。
本支架支护强度为0.5~0.61MPa,完全满足工作面的支护要求。
二、乳化液泵站
㈠泵站选型、数量
工作面采用三台BRW315/31.5型乳化液泵(其中一台工作,一台备用、一台检修),配备一台RX1500型乳化泵箱,供液管均采用Φ32K的高压胶管,回液管采用Φ38K的高压胶管,电机功率2×250KW,泵压30Mpa,流量315L/min。
㈡泵站设置位置
泵站安设:
在运顺距离工作面150米左右。
㈢泵站使用规定
1、泵站司机必须持证上岗,严格执行操作规程及交接班制度。
2、乳化液泵部件完好,系统各管路不漏液,有专人负责检修。
3、泵站压力30Mpa,乳化液浓度达3%~5%,乳化液泵站司机必须坚持使用RQ-25型乳化液自动配比装置,且泵站周围不得有积水、杂物。
4、严禁开空泵,油箱必须有过滤网,正常情况下油箱盖必须盖好。
5、开泵前检查泵站和液压系统各部件,达不到完好标准不准开泵。
6、乳化泵的工作位置要保持水平且基础实在。
7、检查电机与泵的同轴情况,两联轴间应有2㎜~4㎜的间隙。
8、交接班期间检查泵体润滑油位是否正常,柱塞箱上渗油槽内是否有足够的润滑油。
9、注液枪及管线设专人管理维护,管线吊挂整齐,注液枪使用后应悬挂在人行道两侧,不得放在地上。
10、液压管路无跑、冒、滴、漏现象,密封圈和油管损坏后及时更换。
11、泵压由检修工调定,其它人员不得调整,正常情况下只准开一台泵,另一台泵备用,若有损坏应及时修复。
12、更换液压管或液压管密封,必须停泵卸压后方可进行。
第二节工作面顶板控制
一、顶板支护
㈠工作面支护
根据工作面长度布置ZYF5400/17/32型放顶煤液压支架(基本架)95架,ZFG6000/18/32型过渡支架6架(机头3架,机尾3架),共计101架支架,支护工作面顶板。
支架中心距为1.5m。
工作面最大控顶距为7.6m,最小控顶距为6.5m,移架推溜步距0.6m。
工作面开始回采时,支架由切眼逐渐过渡到煤层底板,由地质资料得知平均煤厚5.4m,工作面采高2.6m,煤机每前进0.6m卧底200mm,倾角不得大于10°,预计工作面向前推进10m后支架沿底推采。
端头支架伸出运回顺,支架不接顶时,必须采用排梁、圆木绞顶支护。
相邻支架间侧护高度落差不大于100mm。
见:
工作面支护示意图Ⅲ—Ⅲ剖面图
㈡端头支护:
采面两端头采用ZFG6000/18/32型过渡支架支护。
机尾最后一架过渡支架与回风顺槽正帮齐,机头第一架过渡支架中心距巷道中心1.12m的位置。
当端头支架距两顺副帮间距过大时,采用加长4.5m长钢梁配合3.15m单体液压支柱支护,长钢梁必须成对使用,一梁四柱,迈步前进。
二、特殊支护:
㈠工作面长度变化,支架距两顺槽巷帮距离增大时,及时采用单体支柱配合圆木或3.6m∏型钢梁接顶进行支护,一梁四柱。
顺槽巷道超高支架不接顶时,必须使用圆木接顶并另行制定安全措施。
㈡过断层、顶板破碎、初采、初放应力集中区以及停采前的顶板管理另行编制专项措施。
㈢周期来压支护:
两顺的超前支护必须严格按规定执行,拉架时要带压擦顶移架。
煤机速度不得大于3m/min,以便能够及时拉架。
第三节运输顺槽、回风顺槽及端头控制
一、工作面运顺、回顺的顶板控制
㈠两顺超前支护:
运顺超前支护及回顺超前支护长度均为30m。
回顺自煤壁向外0~20米范围内,采用平行切眼巷道架设3.6m∏型钢梁配合Φ180×2400mm圆木梁,顺巷道方向3.6mπ型钢梁配合DW35-250/100单体柱支护,一梁四柱,柱距1.0m打两道(顶板破碎时,保证一梁四柱,柱距1m)。
运顺架设二道3.6m∏型钢梁配合单体支护,其中,靠运顺正、副帮0.3m各架设一道,在巷道中心距转载机0.3m处架设一道。
回顺利用3.6m∏型钢梁或工字钢棚段超前煤壁0m—20m范围内支护采用架设单排∏型钢梁及圆木梁支护,钢梁与工作面切眼平行,一梁四柱,支柱使用DW35-250/100型单体支柱,所有超前支柱必须柱梁联锁。
若超前支护压力增大时双排支护可多打10~15m。
由里向外,逐架进行,作业时三人一组,配合操作,其中必须指定一专人监护顶板安全,确保巷道畅通无阻。
超前煤壁20~30m范围内架设3.6m∏型钢梁。
运顺单体柱打在转载机旁,靠人行道侧,回顺靠煤壁侧。
两顺超前支护地段所打单体液压支柱下,必须穿规格为长×宽×厚400mm×200mm×150mm的木鞋(见支护示意图)。
㈡两顺的回柱放顶:
运顺放顶线滞后转载机机尾0.6米;回顺与过渡支架尾梁齐。
回撤下隅角单体必须在停电闭锁转载机及工作面前、后溜子后进行,并坚持先支后回之原则,切顶线处打上足够的单体点柱,点柱间距0.3米,排距0.8米,放顶步距不得超过0.6m。
㈢支、回柱工艺
支设单体支柱时,必须3人配合完成,超高处必须先稳固操作平台后,操作人员方可站在平台上进行升柱作业,由1人扶柱并观察顶板变化,1人扶住梁子一端,将另一端搭在支柱的顶部,1人操作注液枪,将支柱缓慢升起,且升柱时要将三用阀注液口统一调整到指向老塘侧。
当梁子接触到顶板时,由操作注液枪的人继续操作,另2人撤至3m以外的安全地点,使支柱逐渐达到初撑力。
严禁将支柱快速升起,以防倒柱伤人,所有支柱必须柱梁联锁、拴牢防倒绳。
采煤机端头进刀时,严禁支、回单体支柱。
回撤顶板压力较大地段的支柱时,必须采用远距离回柱法,具体为:
使用3m长柄工具,一端插入支柱三用阀后,人员站在3m外的安全地点,将支柱降下,并钩至支柱完整的安全地点,然后人工将其抬出。
回撤支柱时,必须停电闭锁前、后部运输机和转载机。
二、工作面安全出口的管理
两顺安全出口,每班设专人对其清理维护,工作面与顺槽落差大于0.5m时,必须提前对顺槽巷道进行清理卧底。
确保巷道高度不低于1.8m,人行道宽度不小于0.7m。
超前支护范围内的巷道高度保证不低于2.4m。
超前支柱穿齐柱鞋,支柱初撑力不小于90KN。
因回顺与工作面有落差,回顺超前支护应根据煤层厚度情况,可在支柱下穿底梁,防止支柱钻底、滚落。
工作面所备用(更换)的支护材料和机电设备配件或其它杂物等必须及时运出工作面煤壁30m之外,并靠帮分类码放整齐,定期回收升井。
第四章生产系统
第一节运输
一、运煤系统(见运煤系统图附图示)
工作面各转载点及外围皮带洒水防尘系统必须正常使用,严禁煤尘飞扬堆积。
运煤路线:
309工作面→309运输顺槽→北一集中皮带下山→集中一部皮带机→储煤井→主斜井皮带→地面。
二、运料系统(见运料系统图附图示)
地面→副斜井→+600水平井底车场→运输轨道大巷→北一轨道下山→309回风联络巷道→309回风顺槽→309工作面。
工作面设备回收沿上述路线逆行返回。
第二节通风
一、通风系统(见通风系统图附图)
进风路线:
新鲜风流由地面→主皮带斜井(或副斜井)→轨道运输大巷(皮带下山)→北一轨道下山(集中皮带下山)→309运输联络巷道→309运输顺槽→309工作面。
回风路线:
污风流经309工作面→309回风顺槽→北一回风巷→总回风巷→风井→地面
二、风量计算
(1)按瓦斯涌出量计算
Q=100qK=100×11×1.5=1650m3/min
式中:
q--预计回采期间的平均涌出量m3/min
K--瓦斯涌出不均衡系数,取1.5。
(2)按工作面适宜的气候条件计算:
Q=60×V×S=60×1.5×10=900m3/min
式中V-风速取(1.5m/s)S-平均断面m2(取10)
(3)按人数计算
Q=4N=4×90=360m3/min
式中:
N--工作面同时工作的最多人数,取90人。
(4)风速验算
Vmax=4m/sVmin=0.25m/s
Qmax=60Vmax×S=60×4×10=2400m3/mi
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