2142风巷掘进作业规程.docx
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2142风巷掘进作业规程
宏图煤业有限公司罗岩煤矿
掘进工作面作业规程
编号:
(2012)02号
工作面名称:
2142风巷
矿长:
袁建辉
生产副矿长:
钱静
安全副矿长:
徐康
机电副矿长:
龙克银
总工程师:
徐世华
掘进队长:
张小强
编制日期:
2012年3月10日
会审意见
会审单位及人员签字
矿长:
年月日
总工程师:
年月日
生产副矿长:
年月日
安全副矿长:
年月日
机电副矿长:
年月日
生产技术科:
年月日
安全管理科:
年月日
通风科:
年月日
机电运输科:
年月日
安全生产调度室:
年月日
二、存在主要问题:
三、处理意见
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2142风巷。
二、掘进目的及用途
掘进的目的是为了探明地质构造情况,满足K3煤层回采时的通风、行人、运输、管线敷设、排水等要求。
三、巷道设计长度和服务年限
巷道设计长度:
500m。
服务年限:
3年。
四、预计开工时间
本掘进工作面预计2012年3月20日开工,预计2012年10月份完工。
第二节编写依据
一、四川省地质矿产勘查开发局二○七地质队提供资料。
二、实测、搜集地质资料。
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
地面相对位置及邻近采区开采情况见表1。
表1井上下对照关系情况表关系
水平、采区
320m水平
工程名称
2142风巷
地面标高/m
+500m~+550m
井下标高
+270m~+320m
地面相对位置建筑物、
小井及其它
地面相对位置属于高山、坡地,有少量粮田和民宅。
井下相对位置对掘进巷
道的影响
无
邻近采掘情况对掘进巷道的影响
无
第二节煤(岩)层的赋存特征
一、煤(岩)层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距
1、煤层
区内含煤地层为三叠系上统须家河组,罗岩煤矿主探采的K3煤层赋存于须家河组第二段,属晚三叠世内陆山前盆地沉积的腐植煤类型,区内目前探采煤工程控制初步查明的可采煤层为K3。
该煤层赋存于须家河组第二段底部,下距第一段顶界3~5m,平均4m左右。
煤层产出层位稳定。
K3煤层在区内为三分结构,因夹矸厚度大,超过了夹矸剔除厚度,而构成三层独立煤层,上、下分煤层因厚度小,煤质差,而不可采,区内各煤矿开采的K3煤层实际为K3中分煤层,即(K32)煤层。
K32煤层在矿山范围内为单一煤层结构,纯煤厚0.30~0.32m,平均厚度0.31m,属全区较稳定可采煤层。
矿山主采的K32煤层为单一煤层结构,无夹矸剔除,属简单结构煤层。
K32煤层顶板:
一般具有一层厚0.03~0.05m炭质粘土岩伪,直接顶为砂质粘土岩,老顶为粉砂岩局部为砂岩。
煤层与顶板呈明显接触。
K32煤层底板:
也有一层厚0.03~0.06m的炭质粘土岩,其下为砂质粘土岩和粉砂岩互层。
与煤层呈明显接触。
表2-1煤层特征表
含煤地层
煤层
编号
煤层厚度
(m)
层间距离
(m)
结构
可采性
视密度
倾角
顶底板岩性
两极值
平均
平均
夹矸层数
稳定性
(t/m3)
(°)
顶板
底板
须家河组第二段(T3xj2)
K3
0.30-0.32
0.31
0
全区
可采
1.4
7
较
稳
定
较
稳
定
2、煤质
K32煤层宏观煤岩类型以条纹状半亮煤为主,其次为致密状亮煤和条带状半暗煤,玻璃光泽,条痕褐黑色,性脆,断口不平坦状,容重1.4T/m3左右。
矿物杂质含量较小,约占15%左右,以粘土为主,以细小透镜体或细小条纹顺层产于煤层中。
另外原煤矿也采统煤样进行过分析,分析成果为灰份(Ad)22.65~25.33%,平均为21.03%;挥发分(Vdaf)25.21~26.58%,平均26.81%;固定炭48.73~51.81%,平均49.29%;全硫(St·d)0.18~0.95%,平均0.57%;磷(Pd)0.005~0.003%,平均0.015%;热值(Qydw)23.83~25.60MJ/Kg,平均24.82MJ/Kg。
此分析成果为原资源储量核实报告(矿山提供)。
区内K3煤层属中灰份、特低硫、低磷1/3焦煤,可用于炼焦配煤及动力用煤。
表2-2煤质特征表
含煤地层
煤层
编号
灰分
Ad(%)
挥发分
Vdaf(%)
硫分
St.d(%)
发热量
Qb,ad(MJ/kg)
煤种
须家河组第二段(T3xj2)
K3
21.03
26.81
0.76
24.82
1/3焦煤
二、瓦斯、煤尘、煤的自燃及地温
1、瓦斯
根据乐安监[2011]162号《关于公布2011年矿井瓦斯等级鉴定结果的通知》:
罗岩煤矿矿井绝对瓦斯涌出量0.4m3/min,相对瓦斯涌出量8.73m3/t;二氧化碳绝对涌出量0.571m3/min,二氧化碳相对涌出量8.86m3/t;属低瓦斯矿井。
2、煤尘爆炸性
根据四川省煤炭产品质量监督检验站出具的检测报告,矿井所采煤层无爆炸危险性。
3、煤的自燃倾向性
根据四川省煤炭产品质量监督检验站出具的检测报告,矿井所采煤层属不易自燃煤层。
4、地温及冲击地压
根据本矿及邻近矿井以往开采资料,本矿属地温正常区。
矿井无冲击地压影响。
第三节地质构造
罗岩煤矿位于黄丹向斜东翼,胡湾次级背斜南倾伏端东翼,地层呈向南东倾斜的单斜构造,倾角6~10°,平均倾角7°,矿山范围内未发现有断层切割破坏,构造属简单类型。
第四节水文地质
该巷掘进过程中水文地质情况简单,局部有少量淋水,对掘进无影响。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
2142风巷沿K3煤层掘进,全长500m,坡度6~10°。
第二节支护设计
一、巷道断面
该掘巷道断面为矩形,掘进宽2.0m,高2.2m,掘进断面4.4m2;支护后净高2.0m,净宽2.0m;净断面4.0m2。
巷道临时支护采用锚杆支护,排距1.0m、眼距0.6m。
临时支护距碛头不超过1000㎜,碛头放炮后,必须先采用前探梁支护后,再装砂,确保碛头无空顶作业。
巷道永久支护为锚网支护,永久支护距碛头不得超过5m.。
巷道支护断面图:
二、支护方式
巷道均为锚杆支护,支护参数计算如下:
(一)按加固拱原理计算
1.锚杆长度:
L=N×(1.1+W∕10)
式中:
N——围岩影响系数,我矿系二类顶板N取0.9;
W——巷道跨度,设计值为0.9m;L=0.9×(1.1+1.9÷10)=1.16(m)
锚杆外露长度0.1m,托板厚度0.01m,锚头长度0.20m;
锚杆总长度:
L=1.16+0.1+0.01+0.2=1.47(m)
2.锚杆间距:
M≤0.5L=0.5×(1.16+0.2)=0.68(m)
3.锚杆直径
d=
×L=
×(1.16+0.2)=0.012(m)
(二)按悬吊理论计算
1.锚杆长度:
L=kH+l+T2+T3
式中:
K—安全系数,取2;H——软岩厚度,取0.5m;l——锚杆锚入坚固岩层的深度取0.3m;T2——锚杆外露长度0.1m;T3——托板厚度0.01m;
锚杆总长度:
L=2×0.5+0.3+0.1+0.01=1.41(m)
2.锚杆排距
M=
式中:
Q——锚固力3t,H——软岩厚度,取0.7m,K——安全系数,取2;
γ——软弱岩层平均容重2t/m3;
M=
=1.03(m)
根据以上计算并结合本矿实际,锚杆长度取1.5m,锚杆间距取0.60m,锚杆排距取1.0m,锚杆直径取0.012m。
第三节支护工艺
一、支护材料
锚杆及锚固剂:
锚杆采用¢12×1500mm的金属锚杆。
每根锚杆使用水泥药卷锚固剂2卷,锚杆的外露长度为30-50mm。
二、锚杆安装工艺
1.打锚杆眼:
⑴严格执行敲帮问顶制度,加强临时支护,不准空顶作业,碛头50m内常备用2-3根圆木支柱。
及时用长柄工具清除危岩活石,确认安全后方可进行工作。
打眼时必须在前探粱临时支护下进行作业。
⑵打眼前,要根据中线检查巷道断面的规格是否符合设计要求。
不符合要求时,必须调整处理。
⑶打锚杆眼时,作业人员必须将衣服袖口扎紧,防止钻杆缠绕伤人。
⑷打眼深度必须满足锚杆外露长度的要求,与岩壁尽量垂直夹角不小于75°。
打完眼后,要清理干净岩粉。
2.安装锚杆:
⑴严格执行“先锚后掘”的原则。
⑵装药卷前,先将锚杆插入孔内试探锚杆眼深是否符合要求,孔深不够时,应重新加深眼孔达到要求为止。
⑶严格按树脂药卷锚固剂(或快硬水泥锚固剂)安装操作规程进行锚杆安装。
安装锚杆前必须将锚杆孔壁冲洗干净;安装锚杆时,先把药卷按规定的数量装入眼内,将锚固剂缓缓送入孔底,待锚固剂前端刚好接触孔底时启动搅拌器(风煤钻、风钻,使用锚杆机时则直接用锚杆机)全速旋转搅拌计时并捣实。
⑷安装锚杆杆体时和安装锚杆杆体后半小时内,人员不得正对锚杆下方;半小时后才能上锚杆枋,锚杆必须用机械扳手拧紧,确保锚杆枋紧贴顶板。
⑸锚杆的托板要紧贴岩壁,不平时,先用手镐找平,再安装锚杆。
⑹锚杆的锚固力不得低于3.0吨/根。
四、巷道质量标准:
(单位:
mm)
主要项目
设计值
允许误差
一般项目
设计值
允许误差
净宽
2400
±50
轨距
600
-3mm、+5mm
净高
2200
±50
枕间距
1000
±50
锚杆眼距
600
±100
轨道接头
间隙
0
≯5
锚杆外露长度
40
±10
高低差
0
≯2
空顶距
≤1000
左右错差
0
≯2
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、施工方法:
1.装备:
设备名称
型号规格
单位
数量
安装位置
局部通风机
FBDYNo4.5/2×5.5
台
2
距回风口距离大于10m
煤电钻
ZMS15Q
台
2
掘进碛头(一备一用)
煤电钻综保
BZZ—4
台
1
掘进碛头
2.爆破材料:
煤矿许用毫秒延期电雷管1~5段、二号煤矿许用乳化炸药,专用放炮母线和发爆器。
3.控顶:
掘进中顶板破碎地段加密支护,遇顶、底板异常时停止掘进。
4.开口交岔点的施工方法:
⑴开口交岔点的断面大,施工时,先掘进直巷超过交岔点的长度后,再以扩巷的方法施工交岔点。
⑵交岔点处使用锚杆加点柱支护,碛头必须使用前探粱。
第二节凿岩方式
碛头用煤电钻打眼,分次装药分次爆破,人工装砂,调度绞车提升,平巷采用柴油机车运输。
掘进碛头采用水炮泥、冲洗碛头、洒水装岩和净化风流等综合防尘措施。
同时搞好个体防护。
第三节爆破作业
巷道所在岩层为粘土岩、砂质页岩,故采用楔形掏槽。
使用煤矿许用毫秒延期电雷管1~5段、三号煤矿许用炸药,专用放炮母线和发爆器,联线方式为串联。
爆破说明书
1.炮眼布置图
2.炮眼说明书(煤矿许用毫秒延期电雷管1~5段,2号煤矿许用乳化炸药)
项
目
炮眼
名称
个数
(个)
孔深
(m)
角度
(度)
眼号
装管段号(段)
装药量(kg)
封泥长度(m)
联机方式
起爆顺序
单孔
合计
槽眼
4
1.7
65
1、2、5、6
1
0.75
3.0
0.70
串联
1
辅助槽眼
4
1.7
80
3、4、7、8
2
0.60
2.4
0.60
串联
2
辅助眼
8
1.5
90
9、10、11、12、13、14、15、16
3
0.60
4.8
0.60
串联
3
周边眼
辅助眼
4
1.5
90
17、18、19、20
4
0.60
2.4
0.6
串联
4
合计
20
12.6
3.爆破参数:
指标名称
单位
参数
指标名称
单位
参数
炮眼利用率
%
90
单位岩体炸药消耗
kg/m3
1.56
循环进尺
m
1.35
单位岩体雷管消耗
个/m3
2.47
循环实体岩
m3
8.1
炮眼密度
个/m2
3.33
循环炸药消耗
kg
12.6
每天循环数/每天进尺
个/m
3/4.05
循环雷管消耗
个
20
月循环数/月进尺
个/m
84/113.4
第四节装载与运输
一、装岩方式
1.巷道掘进中,工作面均使用人工装岩。
二、运输方式
采用调度绞车提升和机车运输。
第五节管线及轨道敷设
在掘进施工中所敷设的电缆、供水管路、风筒等均应按规定的位置吊挂牢固整齐。
1.电缆悬挂在距底板1.4m~1.8m的位置,挂钩间距不大于3m。
2.水管挂在巷道的另一侧帮上,距底板不小于1.4m,挂钩间距不大于3m。
3.风筒悬挂在水管一侧,距底板不小于1.4m的位置,做到与巷道平行和缝环必挂。
4.风筒、水管接头要严密,不得漏风、漏水。
风筒使用直径400mm的抗静电阻燃风筒,风筒出口到工作面碛头不得超过5m。
5.铺轨要求:
⑴直线段轨距为600mm,偏差不小于2mm,不大于5mm,轨道的中心线与设计值相差不得超过±50mm。
⑵轨道的铺设要严格按要求铺设,有起伏地段要达到该巷竖曲线要求。
⑶轨面和轨道接头必须平整,其高低及内侧偏差不应超过2mm,螺栓和道夹板必须齐全。
在直线上两侧钢轨接头应对齐,钢轨接头不得置于枕木上,必须采用悬接,悬接距为200mm。
⑷钢轨接头间隙,在直线部分不应超过5mm。
⑸曲线铺轨时,轨枕应与曲线半径一致,两侧钢轨的接头必须错开,其错落开长度为钢轨长度的1/3-1/4。
⑹曲线处钢轨加工后,应符合曲线弯度。
⑺道碴和轨枕要求:
①道轨铺好后,道心要填平、砸实。
②轨枕为混凝土枕或木枕规格(长×宽×厚)为1.2×0.12×0.12m,枕木间距为800mm,其偏差不准超过要求的100mm,轨道中心线与道木的中心要一致,枕木要垂直轨道中心线,枕木下面必须捣实。
③道夹板、道压板必须上齐平垫、弹垫、螺栓、螺母,并且紧固牢实,不得松动。
④道轨型号要统一(12㎏/m)。
第五章生产系统
第一节通风
施工过程中采用压入式通风方式,局部通风机安设在主平巷内,距回风口的距离必须大于10m。
一、掘进工作面风量计算
独立通风的掘进工作面实际需要的风量按瓦斯或二氧化碳涌出量,炸药用量、人数和局部通风机实际吸风量等规定分别进行计算,并选取其中最大值。
1.按瓦斯涌出量计算:
Q=100×q×K=100×0.12×1.8=21.6(m3/min)
式中:
Q—掘进工作面实际需要的风量,m3/min;
100—单位瓦斯涌出配风量,以回风流瓦斯浓度不超过1%的换算值。
q—掘进工作面的瓦斯绝对涌出量0.12m3/min;此掘进工作面q为0.12m3/min;
K—掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,此处取1.8。
2.按炸药量计算:
Q=25×A=25×4.8=120(m3/min)
式中:
25—每1㎏炸药爆炸不低于25m3/min的配风量;
A—掘进工作面一次爆破的最大炸药用量㎏。
3.按人数计算:
Q=4×n=4×8=32(m3/min);
式中:
4——每人每分钟不低于4m3的配风量。
N——掘进工作面同时工作最多人数,此处n=8。
4.按风速进行验算:
Q掘/(60×半煤岩巷掘进面断面积)=120/(60×6)=0.33m/s
在0.25~4m/s范围内。
所以,掘进工作面实际需要风量取以上计算最大值120m3/min。
二、局部通风机、风筒规格选型
1.局部通风机吸风量的确定:
Qf=Qj/(60×φc)=120/(60×77%)=2.6m3/s=156(m3/min)
式中:
Qf——局部通风机吸风量,m3/s;
Qj——掘进工作面需要风量,m3/s;按炸药量计算为120m3/min;
Φc——风筒有效风量率,%,取77%。
2.根据局部通风机吸风量156m3/min,选用FBDYNo4.5/2×5.5KW型局部通风机(有效风量158~187m3/min)可以达到要求。
3.风筒采用抗静电、阻燃风筒,风筒直径为Φ400mm,风筒要吊挂平直,缓慢拐弯,保证风流畅通。
为防止循环风,应注意:
安装局部通风机的巷道风量≥(局部通风机的吸风量+60×0.25×办煤岩巷掘进面断面积)=156+60×0.25×5.28=235m3/min。
三、掘进通风机安装地点
安装局部通风机的地点:
安设在运输平巷内且距回风口大于10m的地点。
四、局部通风机安装和使用要求
1、局部通风机必须配备安装同等能力的备用局部通风机,并能自动切换。
正常工作的局部通风机必须采用三专(专用开关、专用电缆、专用变压器)供电,专用变压器最多可向4套不同掘进工作面的局部通风机供电;备用局部通风机电源必须取自同时带电的另一电源,当正常工作的局部通风机故障时,备用局部通风机能自动启动,保障掘进工作面正常通风。
2、正常工作和备用局部通风机均失电停止运转后,当电源恢复时,正常工作的局部通风机和备用局部通风机均不得自动启动,必须人工开启局部通风机。
3、局部通风机供风的地点必须实行风电闭锁,保证当正常工作的局部通风机停止运转或停风后能切断停风区内全部非本质安全型电气设备的电源。
正常工作的局部通风机故障,切换到备用局部通风机工作时,该局部通风机通风范围内应停止工作,排除故障;待故障排除后,恢复到正常工作的局部后方可恢复工作。
4、每10天至少进行一次甲烷风电闭锁试验,每天应进行一次正常工作的局部通风机和备用局部通风机自动切换试验,试验期间不得影响局部通风,试验记录要存档备查。
5、使用局部通风机的掘进工作面,不得停风;因检修、停电、故障等原因停风时,必须将人员全部撤至全风压进风流处,并切断电源。
恢复通风前,必须由专职瓦检员检查瓦斯,只有在局部通风机及其开关附近10米以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时,方可由指定的人员开启局部通风机。
第二节防尘
采用眼口防尘打眼、水炮泥、爆破喷雾、装岩洒水、冲刷岩壁等综合防尘措施。
工作面安装喷雾水幕,且距碛头不大于50米。
防尘系统:
防尘水:
地面水池→副斜井→320水平运输巷→2142风巷。
第三节防灭火
该巷施工采用眼口防尘打眼,煤炭自然倾向等级鉴定为
级,属不易自燃煤层。
防火的重点是电缆、机械摩擦和人为火灾。
碛头备有砂子,可直接灭火。
防火水源来自防尘水管管路接到掘进工作面碛头。
第四节安全监控
一、便携式甲烷报警仪的配备和使用
各级管理人员、队长(值班队长)、技术员、爆破工、班组长和流动电钳工等下井时必须携带甲烷报警仪,对所经过的路线和地点随时进行瓦斯监测。
瓦检员每次放炮时进行“一炮三检”工作,并做好记录;班组长应把常开报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内无风筒一侧,随时对工作地点进行瓦斯检测,电钳工在检修地点20m范围内检查甲烷气体浓度,有报警信号时必须停止作业、进行处理。
二、甲烷传感器的配备和使用
掘进工作面采用KJF2000N监测监控系统,甲烷传感器,通过监控分站与矿KJF2000N安全监控系统相连。
虽然本矿为低瓦斯矿井,但按照高瓦斯矿井管理,配置两台瓦斯传感器:
一台安装在该巷距回风口10~15m的回风流中,另一台安装在距碛头≤5米的位置,放炮时由瓦检员将瓦斯传感器移至距碛头最近的躲洞内或放炮时飞砂打不到的地方,其余时间悬挂在距碛头5m范围内风筒出风口的另一侧。
具体布置在巷道上方,垂直悬挂、距顶板不得大于300mm,距巷帮不得小于200mm,且该处巷道顶板要坚固、无淋水,不得悬挂在风筒出风口和风筒漏风处。
按照《煤矿安全规程》规定,报警浓度:
≥1%CH4,断电浓度:
≥1.5%CH4,复电浓度设为<1%CH4,断电范围为该掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。
安全监控设备必须定期进行调试、校正,每月至少一次。
甲烷传感器、甲烷检测设备,每10d必须使用校准气样和空气样调校一次,每10d必须对甲烷超限断电功能进行测试。
安全监控设备发生故障时,必须及时处理。
必须每天检查安全监控设备及电缆是否正常,使用便携式甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测仪与甲烷传感器进行对照,并将记录和检查结果报监测值班员,当两者读数误差大于允许误差时,先以读数较大者为依据,采取安全措施并必须在8h内对两种设备调校完毕。
三、风筒传感器必须安装在碛头最后一节风筒上,放炮时提至飞砂打不到的地点,放完炮后复原。
第五节供电
该工作面掘进施工中,电源来自井下中央变电房,电压等级660V。
见供电系统图
第六节排水系统
排水系统:
工作面→320水仓→水泵抽至主水仓→再抽出地面。
第七节运输系统
运料系统:
空车(料车)由地面→主斜井→井底车场→320暗斜井→320水平运输巷→2142风巷。
运矸系统:
运料系统的相反方向。
第八节通讯系统
在本工作面安设了一部本安型电话直通调度室、各作业点和各科室部门,以便联系。
第六章劳动组织与主要技术经济指标
第一节劳动组织
1.组织形式及作业制:
实行综合作业小组岗位定员,组内轮休,“三八”作业制。
2.劳动力配备:
每班配备5人,全小组共配备15人。
3.施工组织制度:
⑴每班“破、装、运、支、控”一个循环内,采用综合作业形式,班内人员为轮休制,每班进行1个循环作业。
每日完成3个循环的施工作业。
⑵铺轨由掘进工负责。
⑶局部通风机的风筒由当班瓦斯检查员负责管理。
⑷“五小电器”和电缆及机械的维护由井下值班电钳工负责管理。
第二节循环作业
1.合理安排各道工序,进行平行交叉作业。
2.正规循环作业图表
第七章安全技术措施
第一节一通三防
一、通风管理
1.局部通风机指定专人负责管理,由各班班长负责管理,保证正常运行。
风筒吊挂平直,做到逢环必挂、缺环必补,风筒不准漏风,风筒出口距工作面距离不得超过5m,以保证工作面有足够风量,由当班瓦检员负责。
2.使用局部通风机,无论工作或交接班,都不准停风。
因检修、停电等原因停风时,必须撤出人员、切断电源进行处理。
3.局部通风机要装有风电、瓦斯联锁装置、停风时能自动切断供风巷道内的一切电源。
4.由于停电或者其它原因造成局部通风机不能正常运转时,要停止作业,切断电源,撤出人员。
在恢复通风前必须检查瓦斯,当局部通风机及开关附近10m风流中的瓦斯浓度不超过0.5%时,方可人工启动局部通风机通风。
二、防尘管理
1.工作面所有人员都必须佩戴防尘口罩。
2.装炮时必须使用水炮泥,每眼使用1~2节。
3.装岩前必须对爆落的岩石进行洒水防尘。
4.经常冲刷巷道顶、帮和管路上的粉尘。
5.各转载点喷雾齐全,正常使用并及时清除浮煤、浮矸。
6.距工作面50m范围内安设一道水幕,在放炮时必须打开,等放完炮,炮烟吹净
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- 2142 掘进 作业 规程