后山垣村某矿4204回采工作面作业规程.docx
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后山垣村某矿4204回采工作面作业规程.docx
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后山垣村某矿4204回采工作面作业规程
后山垣村某矿4204回采工作面作业规程
后山垣村某矿4204回采工作面作业规程
第一章工作面概况及地质条件
第一节工作面地质说明书
一、井上、下位置及地表情况
1、地面位置
4204工作面位于后山垣村南张家垣梁上,地面标高+1040m,最高处标高+1081.8m,煤层底板标高为+610m,平均覆盖厚度约为400m。
2、井下位置
4204工作面为4#煤层北采区最后一个工作面,南邻北采区皮带下山,东靠4203采空区,西为井田边界,北为井田边界,具体位置,详见采掘平面图。
3、地表为第三、四纪黄土覆盖,地表切割强烈,为典型的黄土高原地貌。
采动影响将会造成土地裂缝、塌陷,影响耕种。
第二节顶底板情况及水文地质
本工作面所采4#煤层为二叠系下统山西组4#煤层,为光亮型低硫低灰主焦煤,煤层厚为3.5-4.2,平均3.95m,容重为1.35t/m3,煤层结构简单,赋存稳定,构造简单,呈一单斜构造。
煤层中上部含有1-2层夹矸,厚约20-25cm,煤岩层大致为南东—北西走向,倾向西南,倾角3°—6°,平均4°,煤的普系硬度为1.5—2。
本工作面未发现断层、褶曲、陷落柱等构造变化。
见煤岩层柱状图。
1、4号煤层顶板为砂质泥岩或细砂质岩,厚1.44-5.62,极限抗压强度30.5-60.6MPa,平均42MPa,底板为砂质泥岩或泥岩,厚4.03-5.5m,极限抗压强度42.5MPa-68.5MPa,平均63.2MPa,顶板不易管理属不稳定Ⅱ类顶板,底板无底鼓现象。
2、水文地质情况
4#煤层位于山西组下部,煤层比较干燥,直接含水层为山西组砂岩裂隙,含水层富水性弱,补给条件差,对开采影响很小,工作面及顺槽巷道未发现顶板淋水,但顺槽巷道低洼处有小型积水,来源于工作面采空区,涌水量2m3/h,最大涌水量4m3/h。
地温2.14oC/100m,未发现高温地段,对开采无影响。
3、4#煤层以上没有已开采过的煤层。
第三节储量及可采期
4204工作面长度80m,走向长600m,可采走向长度为570m,煤层均厚3.95m,容重为1.35t/m3,工作面回采率为80%,则:
地质储量:
600×90×3.95×1.35=28.8万吨
可采出煤量:
570×90×3.95×1.35×0.8=21.88万吨
预计可采期:
7个月
第四节瓦斯煤尘和自然发火情况
4#煤层2008年鉴定,相对瓦斯涌出量13.94m3/t,绝对涌出量为8.52m3/min;二氧化碳相对涌出量1.77m3/t,绝对涌出量1.08m3/min,鉴定为高沼气矿井。
4#煤层属Ⅲ类不易自然煤层,煤尘有爆炸危险性,爆炸下限浓度40g/m3。
火焰长度110mm,煤尘爆炸指数20。
本井田内未发现冲击地压或煤与瓦斯突出现象。
第五节巷道布置与工作面基本参数
1、本工作面的材料巷、皮带巷(简称9、10顺)、第一回风巷(新8顺)、尾巷(8顺),均布置在4#煤层中,且平行布置,方位为0°00′00″,工作面与巷道垂直,采场方位是270°00′,采面长70m,走向长度600m。
2、巷道特征表,见表1
巷道特征表(表1)
3、停采线位置
工作面的皮带巷距北采区运输大巷30m。
工作面的第一回风巷距北采区运输大巷30m
4、第一回风巷与尾巷留中间煤柱10m。
第二章巷道布置及工作面各系统
第一节巷道布置
巷道布置:
(详见巷道布置图)
本工作面布置两条进风巷道和两条回风巷道,进风巷道为(9顺、10顺),回风巷为第一回风巷(新8顺)和尾巷(旧8顺)。
第一回风巷与尾巷,每隔50m布置一贯眼。
第二节工作面各系统
工作面各系统:
1、通风系统和瓦斯监控系统(详见各系统图)
本工作面采用两进两回全风压U型通风方法:
即9、10顺进风,经工作面从新8顺回风巷和旧8顺尾巷回[换行]风。
⑴通风路线:
地面新鲜风流——斜井(进风)——北采区进输大巷(进风)——9顺/10顺(进风)——4204工作面——新8顺/旧8顺(回风)——北采区回风大巷——回风立井——地面
⑵通风监测仪表布置:
本工作面采用KJ70N瓦斯监控系统,KJ70-F型分站,KGJ15型探头。
①在工作面上隅角安设一台探头,报警浓度为1%,断电浓度为1.5%,复电浓度小于1%,断电范围为本工作面内及巷道的全部非本质安全型电气设备。
②于新8顺回风巷距混合回风巷口10-15m范围内安设一探头,浓度为1%报警,断电浓度为1%,复电浓度小于1%,断电范围为本工作面及巷道内的全部非本质安全型电气设备。
③于旧8顺专用回风巷距混合回风巷口10-15m范围内报警,浓度为2.5%报警,断电浓度为2.5%,复电浓度为小于2.5%,断电范围为本工作面及巷道内全部非本质安全型电气设备。
传感器在巷道中允许悬挂的距离范围内支护必须良好,且便于观察,并应迎风流垂直悬挂,其传感器元件的位置距顶梁不得大于300mm,距巷道侧
距不得小于200mm。
⑶4204工作面风量计算:
1>按瓦斯绝对涌出量计算:
根据2010年5月1日4204工作面第一回风巷回风和尾巷回风风量测定结果及平均瓦斯浓度计算得出的工作面绝对瓦斯涌出量为计算基数:
Q采=Q采回+Q采尾
=100×q采×KCH4+(qCH4/2.5%)×KCH.4
=100×0.43×1.4+(4.84/2.5%)×1.4
=331.24(m3/min)取900m3/min
(q采回采面回风流中瓦斯的平均绝对涌出量;q采尾-采煤工作面尾巷的风排瓦斯量;KCH4-瓦斯涌出不均衡通风系数。
取1.5)
2>按工作面最多工作人数计算:
Q需=4N=4×36=144m3/min
3>按工作面适宜温度计算:
Q采=60V采S采=60×1×8.5=510m3/min
V——与回采工作面温度相适应的风速为2m/s
S——采煤工作面平均断面积8.5m2
4>按风速验算
取三种计算办法的最大值900m3/min进行验算
按最低风速验算:
Q低=15S平均=15×8.5=127.5m3/min
Q高=240S平均=240×8.5=2040m3/min
127.5m3/min≤900m3/min≤2040m3/min
则V低
故工作面所需风量取900m3/min。
2、运输系统
A、运煤路线:
4204工作面前后刮板输送机--顺槽转载刮板机--10顺皮带--西五下山皮带--主皮带--地面
B、运料系统:
地面——主斜井——井底车场——西五下山轨道——10顺轨道——工作面
C、工作面运输设备及其它设备详略表
运输设备及其它设备(表2)
3、防尘洒水系统
⑴地面高位水池——主斜井(F3吋管路)——皮带运输下山(F3吋管路)——4204工作面运输顺槽(F2吋管路)——工作面;新8顺、9、10顺各安设一吋管路;
⑵在9顺、10顺每50m设一三通,在8顺每100m设一三通,供消除洒水用。
在每一转载点设置喷头,采煤机自带内外喷雾装置,移架和放顶煤设置自动同步喷雾。
在新8顺、旧8顺距工作面回风口30m处各安设水幕一处;在9、10顺进风巷口和距工作面30—50m处各安设一处水幕。
在9顺、10顺、新旧8顺中部各安设吊挂式隔爆水棚2处。
水棚应安设在直线巷道内,与巷道交叉口[换行]或转弯处保持50—70m,与风门距离须大于25m,水棚水量按200L/m2设置,棚区长度37.5排距1.75m,距地面高度大于1.8m,与巷壁、支架、顶板、构筑物之间的距离不得大于0.1m,并经常保持水袋完好、水量充足,每隔3天检查一次。
4、通讯系统
在工作面转载机头、顺槽转载机头、工作面机尾均安设一部矿用本质安全型电话直通变电所及调度室,工作面刮板及顺槽转载刮板均安设声光信号装置。
5、供电系统:
双回路电源引自中央变电室,设备用电电压1140v(见附图)
6、排水系统:
10顺低凹积水由小水泵排至主水仓,由主水泵排出地面。
第三章采煤方法及回采工艺
第一节采煤方法
1、本工作面采用长壁后退高档采煤法。
2、采高:
根据采煤机和支架选型,确定采高为2.4m。
3、循环方式:
每日两班生产一班检修,每班二循环,循环进度0.6m。
最大控顶距4.6m,最小控顶距4m.
4、落煤、装煤:
⑴工作面采用6MG200-W型双滚筒采煤机械破煤。
⑵装煤采用采煤机螺旋滚筒配合挡煤板装煤,刮板机运煤,浮煤由工作面刮板输送机上的铲煤板铲入输送机。
第二节回采工艺
1、工艺流程
联网-进刀-割煤-移溜-移架
采煤机采用端头斜切进刀,进刀长度25m左右。
移溜滞后采煤机滚筒10—15m追机作业,滞后移溜3—5m移架。
2、回采工艺
1、挂网、联网
①采用10#铁丝编网。
②网片规格10m×0.8m。
③每循环网卷数:
70÷10=7卷。
④挂网方式采用长边对接,短边搭接。
搭接长度为15cm。
⑤联网长度为25-30cm采用双股14#铁丝,拧2-3圈使用,每隔20cm联一道网,联网时要联紧、联实。
⑥联网时,工作面顶网必须与两顺槽网搭接在一起。
⑦联网时,联网工必须在支护良好的地点作业。
如有片帮伞檐等不安全隐患时,必须先处理,在确保安全的前提下作业。
3、斜切进刀割煤
采煤由机头(机尾)斜切进刀割煤,前滚筒割顶煤,后滚筒割底煤。
采煤机从机头(机尾)斜切进刀割煤25m后,可移机头(机尾)刮板输送机及支架,调整滚筒后退割三角煤。
工作面两端头1.6m范围内,因有原掘顺槽巷道时安设的帮锚杆,必须在采煤机割煤前人工手镐排除,采煤机方可正常割煤。
4、移溜
机组割煤10-15m后,即可移溜。
移溜采用移溜器进行,沿工作面每隔4.5m要安设一台移溜器,机头、机尾回柱绞车配合移溜器移溜,移溜时需从机头(机尾)向机尾(机头)顺序移溜,使溜子边缘到煤壁的距离在20-25cm。
采煤工作面刮板输送机必须安设能发出停止和启动的信号装置。
发出信号点间距不得超过15m,刮板输送机的液力偶合器必须按所传递的功率大小,注入规定量的难燃液,并经常检查有无漏失。
易熔合金塞必须符合标准,并设专人检查,清除塞内污物,严禁用不符合标准的物品代替。
刮板输送机严禁乘人,用刮板输送机运送物料时,必须有防止顶人和顶倒支架的安全措施,必须打牢刮板输送机头、机尾锚固支柱,每班工作结束后和司机离开机器时,必须切断电源,并打开离合器。
5、移架
(1)滞后移溜3-5m依次移架,移架步距为0.6m,先移溜后移架。
(2)移架顺序及要求:
(收回前探梁—卸载前梁体—推移副梁—支撑副梁体支柱—卸载主梁体—拉主梁—支撑主梁体支柱),即完成了支架迈步前移的一个工段。
第四章顶板管理及支护
第一节支架选型
一、支护材料选择
根据煤层厚度和顶板分类以及采场安全技术要求,选用ZWMX2200/17/24JF网格式支架支护顶板。
二、工作面支护形式及支护强度的确定
1、顶板岩石平均容重取2.4T/m3。
2、根据经验,工作面支架所支撑的顶板岩层的重量按8倍采高上覆岩层的重量,由于所采煤层为近水平煤层,按水平煤层计算支撑强度如下:
P=8MT=8×2.2×2.4=42.24T/m2
式中M——为采高2.2m
T——顶板平均容重为2.4T/m3
而支架额定工作阻力2200KN,支撑强度为0.6MPa即61.2T/m2大于42.24T/m2,所以支架性能可以满足要求。
第二节顶板[换行]管理及端头支护
一、顶板管理
1、矿压观察:
成立矿压观测组,安全员兼任矿压观测员。
⑴工作面布置测点,每5架必须有一组压力表,每10架必须有一组圆图自记仪,检测小组对每天的数据要进行分析处理,分析处理后要及时通知相关科室、队组。
⑵技术科负责数据分析处理并将处理结果及时反馈到回采队,根据处理结果指导生产,保证安全生产。
2、顶板管理方法及支护方式
采用ZWMX2200/17/24P(F)网格式液压迈步支架64架支护顶板,采空区自然垮落,支架中心距为1.11m,最大控顶距为4.6m,最小控顶距为4m。
3、放顶步距,每一循环放一次顶,循环步距为0.6m。
二、端头支护
1、工作面机头、机尾上方顶板采用4对8梁,4.2mπ型梁一梁三柱交错迈步支护,同步梁间距0.4m,对梁间距0.1m-0.15m。
2、要求
(1)端头切顶排戗柱与支架顶梁相齐,回收时,坚持“先支后回”的原则;
(2)切顶戗柱必须戴柱帽,当顶板破碎或压力大时,需再加戴棚板确保有效管理顶板。
三、特殊条件下顶板支护
工作面顶板破碎或过地质构造时,采煤机司机必须与移架工密切配合,减慢截割速度,割煤与拉架间距超过规定5m时,必须停机,切断电源。
拉架时采取带压擦顶前移支架的方法。
工作面出现断层时,若其落差小于1.0m,采取调低支架留设顶底煤的方法通过,工作面支架形式不变。
若落差大于1.0m,另编制安全技术措施。
软顶和软底要根据需要立(点)柱要穿靴戴帽。
第三节超前支护
第四节
一、两巷超前支护距离不小于30米。
二、超前支护形式:
对材料巷、回风巷至工作面30m范围内进行超前维护,先进行补联网,然后在原棚梁下靠煤壁30cm处,沿顺槽走向进行加强支护,采用2.6m的π型梁、DZ-25型单体液压支柱、一梁三柱、前后搭接20cm进行支护,前10m双列,后20m单列。
局部冒顶处应上网接顶进行超前支护。
三、工程质量和安全技术要求
1、超前支护支柱必须成排成行,支柱必须打在实底上,迎山有力。
坡度大于12o时必须要上防倒、防滑链,防倒、防滑链必须挂牢挂实。
2、支柱的初撑力必须达到要求,巷道底板底软的地带必须穿铁鞋。
3、架棚前必须执行敲帮问顶制度,处理一切不安全隐患。
4、两安全出口附近顶压较大有离层冒顶征兆时,可从后向前每0.8m垂直走向打一付一梁三柱、3.2mπ型梁抬棚加密支护(必须再加网),保证梁接顶严实、出口安全,也可以采用其他有效方法加强支护。
5、支柱的三用阀注液孔全部朝向煤壁(落山)手把一律朝巷道外侧。
6、支柱编号管理,巷道无浮煤浮矸,管线吊挂整齐,专人负责。
7、支柱无漏液、无自动下载、π型梁无严重变形,否则必须及时更换。
8、π型梁必须按要求支护,杜绝打反梁。
9、支柱严禁超高超低使用,同一工作面严禁使用不同型号的支柱。
10、初次使用单体液压支柱,必须事先进行排气,注液时先清洗注液咀,如发现缸体弯曲、缺爪、漏液等现象时,不得使用,需及时更换。
11、注液枪用完后,必须挂好,不得随意丢弃在底板上。
12、超前30米范围内巷道高度不底于1.8米,行人侧宽度不小于0.7米。
13、两顺槽内支护均在端头支护后回撤,严格执行先支后回。
14、回撤后按支护形式要求顺序支在超前支护段内。
第四节初次放顶、末次放顶、回收
一、初次放顶
1、工作面安装装备形成生产系统后,要求设备逐台进行试运转,对出现的问题及时处理,经有关单位验收合格后开始初采。
2、初采前,必须支设好端头和超前支护。
3、将支架全部升起接顶,清理干净铲煤板与煤帮侧,以及人行道内全部杂物。
将工作面溜子调平调直,并推向煤壁,然后开始割煤。
4、一循环后,为了更有效管理工作面,再一次调整支架,在此期间不要放顶煤。
[换行]5、在割煤和放顶工作中,必须首先检查并时刻注意顶板及周围情况,若发现明显来压现象,必须停止割煤和放顶工作,加强对工作面支架的维护。
6、当工作面推进一段距离后,直接顶塌落高度达采高的1.5倍以上,长度达工作面全长时,即可认为初次放顶结束,根据开采经验,预计工作面初次来压步距为24m左右,周期来压步距为18米左右。
7、根据我矿4#煤顶板岩性及回采实践经验,不需要进行人为放顶,但在作业过程中,必须进行观察,必要时进行强制放顶,但必须在有安全技术措施,并在总工程师的批准后执行。
8、初次放顶和正常放顶期间,支架必须接顶严实,必须达到初撑力,保证泵站压力不小于30MPa,并加强顶板支护,及时处理支架串、滴、漏液现象,及时移架,保证支架在最小控顶范围内。
9、初次放顶期间,两巷出口及超前支护区域内,严格支护质量,确保安全出口畅通。
10、初采初放阶段必须服从跟班矿长的领导,队长亲自指挥,安监站、调度室、技术科等有关科室派专人到现场指导和监督,发现问题及时处理。
二、末次放顶回收
1、停采线准备:
不准在周期来压压力大时停采,保证停采线直度。
2、工作面距停采线10米时,开始铺双层金属网,一直铺到停采线,严格铺网质量。
距停采线6米时,停止放顶煤。
3、工作面煤壁距停采线1.8米停止移架,做拆除设备通道,继续向前移刮板输送机,割煤后暴露顶板采用支架顶梁挑梁(或上棚板)维护顶板。
4、最后一刀煤将支架上的挑梁梁头靠煤帮,并在梁下打贴帮柱,刹好顶背好帮,同时注意将网铺至煤帮并使之下垂,调直调平工作面溜子。
5、先拆除采煤机,工作面输送机,后拆除网格式支架。
6、支架拆除时,先将联接销收回、降架,用绞车或液压千斤顶牵引支架沿垂直煤壁方向拉出,再拆除推架千斤顶、伸缩套、伸缩臂、梁体、支撑立柱、然后把支架运到装车点。
7、支架拆除采用液压单体支柱和2.6米π型梁管理顶板,并设专人观察顶板变化,随时支临时棚子和点柱。
8、准备好一切备用的支护材料(松木柱、单体液压支柱)以及拆除支架所需的器具。
9、拆除通道和架间浮煤浮矸要清理干净。
10、停采回收期间要严把工程质量关,严格执行“敲帮问顶”制度,执行“先支后回”的原则。
11、拆除设备过程中,派专人跟班检查瓦斯,发现超限,立即采取措施,且由有关科室跟班人员进行处理。
12、末采回收期间,调度室、安监站、机电队、通风队等有关科室派专人到现场监督指导,发现问题及时协商组织处理。
13、不可预见事项临时另定专顶未采措施及回收方案。
报总工批准后实施。
第五节周期来压措施
1、周期来压步距预计为18米左右。
2、周期来压明显时,在支架顶梁下加打单体液压支柱。
严格检查支架和端头支护的可靠性,接顶严实,达到初撑力要求。
3、工作面底板松软时,采取给支柱下穿铁鞋或木鞋,视压力情况而
定。
4、及时拉架,因故不能及时移架时,必须在煤帮支戴棚板点柱,柱距为1.5米。
5、加快工作面推进速度,尽快摆脱压力影响区。
6、采煤机因故停机时间过长时,在采煤机停留处煤帮加支戴棚板点柱,柱距为1.5米。
7、两巷内必须存放一定数量的坑木,并备有足够数量的单体液压支柱。
第六节支护材料的使用及消耗表
支护材料的使用及消耗情况,见表3
项目规格单位数量备注
单体液压支柱DZ-22/DZ-18根200/30含备用
π型梁2.6m根50含备用
π型梁3.2m根20含备用
π型梁4.2m根20含备用
棚板1.5×0.18×0.08块500含备用
柱帽0.3×0.18×0.2块500含备用
圆木φ14-16×2.2根800含备用
支撑力柱φ125mm根15含备用
备注:
所有备用材料依次分类放在材料巷内,挂牌管理,以作备用。
第七节网格式液压支架技术特征及使用方法
一、液压支架技术特征,见表4
序号项目数值说明备注
1架型6MG200-W两梁四柱网格式机采放顶煤液压迈步支架
2支架高度1700-2400mm
3支架宽度>60mm
4支架最大运输长度≤2800mm
5支架中心距1110mm
6支架初撑力1545KN
7支架工作阻[换行]力2200KN
8泵站压力31.5MPa
9操作方式手动操作
10支架重量2260kg支架最大件重量(主副梁体)400kg
11支护强度0.6MPa即61.2T/m2
12支撑立柱4根缸径φ125mm,柱径φ105mm,初撑力386.4KN,工作阻力550KN,行程840mm
13前探梁千斤顶1根缸径φ80mm,柱径φ45mm,初撑力158.3KN,工作阻力201KN
14迈步千斤顶1根缸径φ80mm,柱径φ45mm,推力158.3KN,拉力108.2KN行程700mm可适当调整
15推架千斤顶1根缸径φ80mm,杆径φ45mm,推力158.3KN,拉力108.2KN,工作阻力201KN
16拉架千斤顶2根缸径φ80mm,杆径φ45mm,推力158.3KN,拉力108.2KN,工作阻力201KN
液压支架技术特征(表4)
二、支架的操作及维护说明
1、支架操作工必须经过专门培训,考试合格后方可上岗。
必须了解支架的基本原理,各组成部分,液压元件功能及普通的故障排除及保养知识。
2、操作支架前,应首先观察前方顶、底板有无影响支架运动的障碍、浮煤等,周围人员的位置以及液压管路的接头是否完好,有无松脱、损坏现象,否则应立即停止操作,予以处理。
3、移架时,严禁主、副梁体同时卸载,并应注意保持支架移动平稳,不得猛然启动到操纵阀的最大位置,降架高度尽可能减小,当顶梁与顶板稍有松动(以离顶100mm为宜),即可移梁,尤其是顶板破碎时,应擦顶移架。
4、降架后,移架动作要快而准确,移完后及时支护。
当支架出现挤架时,对支架应及时调整,不得歪斜,保证移架后的三直一平:
即溜子直、支架直、煤壁直、顶底板平。
5、支架要排成一条直线,其偏差不得超过±50mm,中心距不超过±100mm,支架不挤、不咬,架间空隙小于200mm。
6、在移架前,为避免空顶面积过大造成冒顶及倒架,严禁相邻两支架同时卸载移架。
一般的移架顺序,根据防倒滑的要求,可先移排头第二架,由工作面下方向上或相反方向顺序移架。
7、移完支架后须及时升柱,若需调架,也应先调后升。
升柱时,顶梁上方的棚梁、矸石应先清除,如果局部冒顶,应刹顶填平后再升柱,以保证支架与顶板接触良好。
升柱时,应保持支架前后立柱的动作协调一致,使梁体平直,接触良好。
8、升柱后,支撑立柱应有1°—3°的迎山角,以保证支柱有良好的稳定性和支撑性。
坡度大于12o时必须要上防倒、防滑链,防倒、防滑链必须挂牢挂实。
9、煤帮采过一刀后,先将主梁的前探梁升起,作为临时超前支护,若顶板压力较大,可在前探梁下打一带帽点柱,以减轻其压力。
主梁体移架时,应将前探梁收回,然后再降架迈步前移。
10、支架操作过程中,须随时检查胶管、接头、卡子及其它的液压元件,发现问题立即解决。
若高压胶管突然窜出飞舞时,严禁用手抓,而是应迅速关闭操纵阀或球形截止阀,待胶管不动后,再将其接好。
11、工作面应准备15根良好的支撑立柱,当支撑立柱出现损坏时,可立即更换确保安全。
第五章一通三防及避灾路线
第一节通风管理
1、保证通风系统的可靠,根据瓦斯含量合理调整风量,坚持“以风定产”。
2、工作面投产前,必须经“一通三防”专项验收。
3、爱护通风防尘隔爆设施,严禁破坏。
4、两巷材料堆
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