修改终稿 报矿 佳瑞副立井井筒15号揭煤防突组织设计.docx
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修改终稿报矿佳瑞副立井井筒15号揭煤防突组织设计
1工程概况1
2前探(测压)钻孔3
3突出危险性预测4
4防治突出技术措施5
5防突效果检验6
6确定安全岩柱厚度措施6
7揭煤措施7
8防突系统设计8
9其它措施14
10揭煤设计附图15
11本设计编制依据15
五里堠煤业公司进风立井井筒揭煤安全技术措施
1工程概况
1.1工程内容及工程技术特征
我单位承建的山西潞安集团左权五里堠煤业公司进风立井井筒工程,目前已正式开始掘进施工,进风立井井筒采用普通法凿井,井口坐标:
X=4104451.867m,Y=708966.296m,Z=1205.8m(相对标高±0.000m);井底水平标高为+1015.00m。
井筒净直径6.0m,井壁混凝土强度等级为C30,由于暂无井底水窝设计图,井深暂定为191.3m。
截止目前进风井已施工至+1185.21m(井深191.3m)。
2011年3月11日~15日,由中煤二处五里堠项目部203队在进风井工作面对5号煤层进行了钻探和煤与瓦斯突出预测。
根据由潞安环能地质勘查大队,潞安集团五里堠煤业公司井筒检查钻孔地质柱状图和终孔报告以及对5号煤层顶板标高为+1143.41m,井筒施工预计在井深62.39m处揭露5号煤层,厚度0.75m,为确保安全顺利揭煤施工,现编制《五里堠煤矿进风井井筒揭煤施工安全技术措施》。
1.2煤层赋存状况及瓦斯地质情况
1、根据潞安集团五里堠煤业公司井筒检查钻孔地质柱状图和终孔报告以及潞安环能地质勘查大队对5煤层的钻探及煤与瓦斯突出危险预测,井筒与井底连接处标高+1143.41m~+1142.66m(相对标高-62.39m~-63.14m)段煤层描述为:
煤:
层厚0.75m,黑色,亮煤为主,暗煤次之,内生裂隙发育,玻璃光泽,夹矸为泥岩,煤层倾角约5°。
2、瓦斯地质概况:
(1)瓦斯情况:
工作面在施工钻探孔过程中对井筒区内5号煤层进行了瓦斯含量与成分测试,并进行了煤与瓦斯突出危险性指标测试。
钻探孔位置及参数表详见1-1所示,
各钻孔位置及参数表表1-1
孔号
地点
测压
煤层
倾角
(°)
孔径
(mm)
孔深
(m)
见煤深度
(m)
透煤长度
(m)
1
井筒中央
5号
-90
75
31
0.75
7
2
井筒壁
5号
-80
75
35
0.75
7.5
(2)水文地质情况:
根据潞安集团五里堠煤业公司井筒检查钻孔、地质柱状图和终孔报告以及潞安环能地质勘查大队井筒检查钻孔地质柱状图和终孔报告,井检孔全深进行了混合抽水试验,预计井筒涌水量5m3/h。
1.3揭煤工艺流程
当进风井井筒掘进至深度25m距5煤层顶板法距20m时,沿煤层倾向施工6个前探钻孔,兼作测压钻孔和预测钻孔,并封孔测定瓦斯压力(根据《防治煤与瓦斯突出细则》规定建议在距离5号煤层20m处,请有关权威部门对5号煤层煤与瓦斯突出危险性进行一次校核)。
如预测有突出危险性,施工排放钻孔作为防突措施。
实施防突措施后,再对防突措施进行措施效果检验。
若检验无效,采取补充措施,直到措施效果检验有效。
如预测无突出危险性,则向前掘进至50m距5号煤层顶板法距5m处时,采取安全防护措施,执行远距离爆破措施揭穿5号煤层。
2前探(测压)钻孔
2.1前探(测压)钻孔施工要求
1、为准确掌握煤层赋存状态,在进风井井筒掘进至25m距5号煤层顶板法距20m时,布置6个前探钻孔,对称布置于井壁两侧,井中心布置1个,进入5号煤层底板不少于0.5m。
前探(测压)钻孔参数表
孔号
开孔位置
倾角(°)
方位角(°)
孔径(mm)
预计见煤深度(m)
预计见底板深(m)
备注
(1)
井底边缘
-20
236
75
5.7
12.3
(2)
井筒中央
-90
--
75
5.0
11
(3)
井底边缘
-20
56
75
4.9
11.1
2、采用φ75mm钻头钻进至距5号煤层2.0m,退出钻杆,扫净孔内岩粉,然后下入φ75mm无缝钢管至孔底,套管外露0.2m,用水泥砂浆和水玻璃混合灌满套管与孔壁之间的空隙封闭、加固套管,水:
灰=0.75:
1,灰浆:
水玻璃=1:
0.2,灰浆按1袋水泥加入6kg速凝膨胀剂的比例进行配比,水玻璃浓度用38玻美度的液体。
3、待加固套管的双液浆凝固24h后,用φ75mm钻头钻进至5号煤层。
4、在钻孔进入煤层时,采用压风排碴。
5、钻孔钻进至穿过5号煤层底板0.5m后停止钻进,立即采用快速测压装置封孔测压。
6、前探(测压)钻孔施工过程中技术人员现场跟班,详细记录钻孔开孔位置、见煤深、止煤深及孔深。
7、前探(测压)钻孔布置见附图。
8、测压钻孔结构及封孔方法示意图。
2.2测压工艺
钻孔施工完成后,向钻孔中插入测压管,测压管选用4"无缝钢管,每段4"无缝钢管长度6m、丝口缠上生料带后使用4"管接头拧紧,相互连接至所需长度,为避免其它煤层和承压水的影响,各测压孔均封至5号煤层顶底板以上1m;封孔材料选用水泥砂浆到达预定位置;封孔完成24小时、待水泥浆凝固后安装压力表,并定期观测压力值,压力表值随时间推移而上升,待压力上升并稳定三天后,其值即为煤层瓦斯压力。
3突出危险性预测
3.1突出危险性预测方法
根据《防治煤与瓦斯突出细则》规定,工作面突出危险性预测采用煤层综合瓦斯压力P值、综合指标D、K值法来判定煤与瓦斯的突出危险性时一般应满足以下要求:
(1)在岩石工作面向突出煤层至少打两个测压钻孔,测定煤层瓦斯压力;
(2)在施工测压钻孔过程中,每米煤孔取一个煤样测定煤的坚固性系数f值;
(3)将两个测压钻孔所得的坚固性系数最小值加以平均作为煤层软分层的平均坚固性系数;
4防治突出技术措施
井筒掘进至距5号煤层法距20m(井深+1163.41m)处停止掘进,当预测有突出危险性时在距离煤层顶板3.0m位置时施工卸压排放钻孔。
根据《防治煤与瓦斯突出细则》要求,设计施工3圈共56个卸压排放钻孔,排放孔直径90mm,终孔位置控制到井筒轮廓线外2.0m,钻孔孔底间距1.2m,所有钻孔穿过5号煤层底板不小于0.5m。
详见释放瓦斯钻孔参数表及释放瓦斯钻孔布置示意图
释放瓦斯钻孔参数表三
钻孔号
深度(m)
径向方向与井筒中心线夹角(°)
1
9.4
3
2
9.4
3
3
9.4
3
4
9.4
3
5
9.4
3
6
9.7
3
7
9.7
3
8
9.7
3
9
9.7
3
10
9.7
3
11
8.8
7
12
8.8
7
13
8.8
7
14
8.8
7
15
8.8
7
16
8.8
7
17
8.8
7
18
8.8
7
19
8.8
7
20
8.8
7
21
9.4
7
22
9.4
7
23
9.4
7
24
9.4
7
25
9.4
7
26
9.4
7
27
9.4
7
28
9.4
7
29
9.4
7
30
9.35
14
31
9.35
14
32
9.35
14
33
9.35
14
34
9.35
14
35
9.35
14
36
9.35
14
37
9.35
14
38
9.35
14
39
9.35
14
40
9.35
14
41
9.35
14
42
9.35
14
43
9.35
14
44
9.35
14
45
10.2
12
4
10.2
12
47
10.2
12
48
10.2
12
49
10.2
12
50
10.2
12
51
10.2
12
52
10.2
12
53
10.2
12
54
10.2
12
55
10.2
12
56
10.2
12
5防突效果检验
揭煤防突措施施工结束后,必须进行效果检验,效果检验孔布置在措施孔之间。
防突措施的效果检验采用综合指标K值和D值。
如测定的瓦斯压力大于0.74mPa时,还必须对效检孔采用快速测压装置测定煤层的瓦斯压力。
当瓦斯排放至少3天后,进行效果检验,检验孔孔数为4个,1个位于井筒中央,其余3个均匀布置以半径2.3m圆上,孔径75mm。
分析a、b、Δp、f、K,计算D值,当两个综合指标均小于临界值(K为15,D为0.25)且残余瓦斯压力小于0.74mPa时,证明防突措施孔有效。
如任一指标超过临界值,则继续排放瓦斯,直至指标全部符合要求为止。
经检验防突措施有效后,停止排放,开始采取远距离爆破揭穿煤层。
6、确定安全岩柱厚度措施
1、在距离待揭煤层法距3米时,在每班进尺前在井筒底板施工前探钻孔,探明煤层的准确位置。
2、前探钻孔布置3个,沿煤层倾向布置。
其中一个孔布置在井筒中央垂直向下施工,另两个孔布置在井底距离煤层最近和最远的井底边缘,钻孔方位分别为56°、236°。
3、前探钻孔深度不少于5米,并保持法距5米的超前距离。
4、任何一个前探孔见煤后,立即停止掘进,向项目部领导、调度室以及矿有关部门汇报,确定安全岩柱厚度。
5、根据《防治煤与瓦斯突出细则》中的规定,经防突效果检验有效,煤层无突出危险后,在工作面距煤层顶板最小法距5m处,开始采用远距离放炮揭穿煤层。
7、揭煤措施
(一)爆破工艺:
揭煤采用远距离放炮的方法一次全断面揭露煤层。
1、爆破材料:
a、爆破采用Ⅲ级煤矿许用水胶炸药,规格φ45×400㎜
b、起爆采用铜质脚线毫秒延期电雷管,1~5段,总延期时间不超过130ms,不允许隔段使用。
2、装药结构采用正向连续装药,掏槽眼为二级直眼掏槽。
3、炮眼布置及封孔要求:
第一圈掏槽眼不穿透煤层顶板岩层,预留不少于200㎜岩柱,第二圈掏槽眼深眼1.8m,浅眼1.8m;周边眼和辅助眼深眼和浅眼间隔布置,深眼2.0m,浅眼1.8m。
揭煤和过煤层放炮作业,炮眼必须用炮泥封满填实,药卷与炮泥之间用1~2个水炮泥。
4、联线方法:
采用串联
(二)爆破设计
1、爆破设计原则
a、炮眼数目为正常放炮数目的1.2~1.5倍;
b、震动爆破炸药消耗量为正常爆破炸药消耗量的1.5~2倍;
c、一次爆破揭开煤层。
2、爆破说明书
a、炮眼布置图
b、爆破参数表
c、装药方法示意图
3、在揭露煤层至揭穿煤层施工期间,使用远距离放炮法施工。
进风井井筒探掲煤预期爆破效果
表1.1
序号
爆破指标
单位
数量
1
炮眼利用率
%
90
2
掘进断面
m2
38.48
3
每循环进尺
m
1.8
4
每循环爆破实体岩石量
m3
69.26
5
每循环炸药消耗量
kg
35.6
6
单位原岩炸药消耗量
kg/m3
0.51
7
每循环雷管消耗量
个
107
8
单位原岩雷管消耗量
个/m3
1.54
9
每循环炮眼长度
m
193.8
进风井井筒探掲煤爆破图表
表1.2
炮眼
名称
炮眼
序号
炮眼
数目
圈径
(m)
眼深
(m)
眼距(mm)
倾角
(度)
装药量
起爆
顺序
延期时间(ms)
雷管
段别
卷/眼
kg/圈
掏槽眼
1-6
6
1.6
2.0
800
90
3
3.6
Ⅰ
1
辅助眼一
7-19
13
2.9
1.8
690
90
2
5.2
Ⅱ
2
辅助眼二
20-39
20
4.3
1.8
670
90
2
8
Ⅲ
3
辅助眼三
40-65
26
5.7
1.8
690
90
2
10.4
Ⅳ
4
周边眼
66-108
42
6.7
1.8
500
88
1
8.4
Ⅴ
5
合计
107
35.6
备注:
采用三级煤矿许用粉状乳化炸药,药卷φ35mm,药卷长250mm,重200g/卷;毫秒延期电雷管起爆。
注:
本爆破图表仅供参考,施工中应根据实际揭露的煤层进行调整。
8防突系统设计
8.1通风系统
通风路线
进风流:
局部通风机→导风筒→井筒掘进工作面
乏风流:
井筒掘进工作面→地面
8.1.2风量计算
1、风量计算
4.9.1进风立井风量计算:
已知条件:
井筒掘进直径6.0m,深度191.5m
每循环炸药238kg
选用直径Φ800胶质风筒,每节10米
风量备用系数p=1.2
(1)排除炮烟所需风量:
根据炸药量确定风量
Q炸——按爆破炸药量计算的工作需风量,m3/min;
t——通风时间,取t=30min;
A——一次爆破最大炸药量,238kg;
S——净断面面积,28.26m2;
P——通风机吸入风量和工作面风筒出口风量比,取P=1.2;
Ld——炮烟稀释临界长度,取210m;
K——淋水系数,取k=0.3;
将上述参数代入得出:
Q炸=313m3/min
(2)按工作面工作人员数量计算风量
Q=4n,按照劳动组织,工作面最多人数20人,则
Q=4×20=80m3/min
(3)按最低允许风速计算风量
Q=60SV
式中:
S-巷道断面,28.26m2
V-《规程》第101条规定“掘进中岩巷最低允许风速0.15m/s”
Q=60×SV=28.26×0.15×60=254.3m3/min
取最大值313m3/min为工作面的有效风量
工作面局扇选型计算
(1)局扇的工作风量
Q工=Q效×1.2
=313×1.2
=375.6m3/min
(2)局扇的工作风压计算
1)风筒风阻
Rm=6.5αL/d5
Rm—风筒摩擦风阻,NS2/m8;
α—风筒摩擦阻力系数,φ800mm取0.003NS2/m4;
L—最长供风距离,230;
d—风筒直径,800mm。
即=Rm=6.5αL/d5=6.5×0.003×230/0.85
13.6NS2/m8
2)总通风风阻
R=Rp×
=13.6×1.3
=17.7NS2/m8
——通风风阻附加系数,取1.3
3)局部通风机理论工作风压
ht=R×Q工×Q效
=17.7×313/60×375.6/60
=578Pa
(3)局扇选型
根据风机性能曲线,选用山西运城安瑞节能风机有限公司FBNo6.3/22kw压入式局扇,接两路φ800mm风筒,运行时局扇风量范围为330~520m3/min,风压范围为400~2600Pa。
2、局部通风机选型
根据风机性能曲线,选用山西运城安瑞节能风机有限公司FBDNo6.3/22kw压入式局扇,接两路φ800mm风筒,运行时局扇风量范围为500~800m3/min,风压范围为400~2600Pa。
FBDNo6.3/22kw对旋式局部通风机性能表
风机型号
功率(Kw)
风压(Pa)
风量m3/min
配套风筒
FBDNo6.3/22kw
2×22
1100~5450
370~580
Ø800mm强力胶质风筒
加强通风系统的维护与管理,保证风筒吊挂牢固、平直,无破洞、漏风现象,揭煤期间风筒距井底的距离≯5m,保证井筒底有足够的新鲜风流。
8.2瓦斯管理
1)、揭煤期间,在掘进工作面安设专职瓦斯检查员,经常检查工作面瓦斯情况,发现异常情况,应及时将掘进工作面迎头和回风路线内的所有人员撤至安全地点,同时向项目部领导、处调度室以及矿有关部门汇报。
2)、在距工作面<5m处安设T1瓦斯传感器,且距离井壁不得小于200mm;T2瓦斯传感器安设在距离井口10~15m处,且距离井壁不得小于200mm;瓦斯传感器与井筒内电气设备实行瓦斯电闭锁,瓦斯超限电气设备复电时只准人工复电。
瓦斯传感器断电范围表
瓦斯传感器
报警点
断电点
复电点
断电范围
T1
≥0.8%
≥1.2%
<0.8%
井筒内全部非本质安全型电气设备。
T2
≥0.8%
≥0.8%
<0.8%
井筒内全部非本质安全型电气设备。
3)、要加强瓦斯传感器的维护工作,确保传感器灵敏可靠,施工人员要爱护监控设施,严禁任何人损坏或挪移瓦斯传感器,影响瓦斯传感器的准确性。
4)、瓦斯传感器每7天用校准气样至少调校一次,每天对断电功能试验一次,并实现瓦斯传感器故障闭锁功能。
瓦斯检查员每班用光学瓦斯检定器对瓦斯传感器核对三次,当二者显示值误差超过0.1%时,要以大值为准并汇报至项目部领导以及处调度室。
5)、施工单位负责瓦斯传感器的正常吊挂和挪移;放炮前由班长在瓦斯检查员的监督下,将T1瓦斯传感器挪至吊盘上安全地点吊挂,放炮后再挪移到规定位置吊挂好。
6)、瓦斯传感器的放置位置必须正确,传感器要放在迎头后3—5米的风筒另一侧。
7)、风筒距迎头距离不得大于5m,并由专职通风工管理,严禁沿途风筒破口,如有必须及时修补。
8)、掘进工作面回风流中,瓦斯浓度超过1%或CO2浓度超过1.5%时必须停止工作,撤出人员进行处理;电气设备附近20m以内风流中,瓦斯浓度达到1%时都必须停止工作,撤出人员进行处理。
9)、矿井因停电或检修,局扇停止运转或通风系统遭到破坏以后,必须及时恢复通风排除瓦斯。
恢复正常通风后,必须经过专职瓦检员检测,证实无危险后,方可恢复工作。
10)、每班必须按规定检测瓦斯至少3次,瓦检员要认真填写瓦斯检查记录,并通知工作人员,瓦斯浓度超过规定时,瓦检员必须责令现场人员停止工作,并撤到安全地点。
11)、瓦斯检测:
测定瓦斯浓度时要用光谱式瓦检仪、便携式瓦检仪及瓦斯传感器三项做比较,取最大值。
12)、在揭煤施工过程中,必须有专职瓦检员与安检员现场进行监护,并做好详细记录,由当班班长签字,并汇报项目部技术负责人,只有在瓦斯浓度均不超限的情况下,方可施工。
当钻孔见煤后及时检查瓦斯浓度,发现瓦斯含量增大,工作面风流中瓦斯浓度达到1.5%、或其它异状时都必须撤出人员,加强通风,并汇报项目部安检组,只有在瓦斯含量在1%以下时,方可进行工作。
13)、揭煤施工过程中,局扇必须保持连续运转,并且要有一台备用局扇。
局扇及风筒必须经过认真检查。
施工过程中,任何人不得随意关闭局扇,发生意外停机时,工作面人员要立即撤至安全地点。
8.3远距离放炮
1)、远距离放炮范围为从距5号煤层顶板最小法距3m(井深+1146.41m)开始至井筒穿过5号煤层止。
2)、揭煤期间段高严格控制在2.2m以内。
永久支护紧跟工作面。
3)、远距离放炮期间,项目部要准确掌握掘进工作面的煤层赋存情况。
4)、最后一次放炮前,必须使用新的放炮母线,保证放炮母线无破皮漏电现象。
5)、放炮前必须对雷管进行导通试验,且要进行电阻测试,电阻差控制在0.2欧姆以内,装药前脚线要扭结成短路。
不同厂家的雷管不得使用。
6)、远距离放炮地点设在地面距井口20m外的安全地点。
7)、放炮前,由班组长按揭煤安全技术措施要求安设放炮警戒人,并负责撤离警戒范围内的所有人员至安全地点。
井筒内必须全部撤人。
8)、放炮前、后放炮员必须向项目部值班领导以及处调度所汇报。
放炮30分钟,待炮烟吹散后,根据监测显示迎头瓦斯情况,通知现场人员是否可以进入迎头。
得到允许后,救护队人员到迎头检查,并进行验炮,确认安全后方可通知其他人员进入迎头工作。
9)、严格执行“一炮三泥”、“一炮三检”、“人、牌、网三警戒”和“三人联锁放炮制”。
所有措施孔都不得兼作炮眼,在放炮前都必须封堵,封堵长度为炮眼深度的1.5倍。
10)、每班计划放炮不超过1次。
11)、执行远距离放炮期间应将井筒永久支护紧跟迎头。
12)、停电、撤人范围与执行单位:
a、停电范围:
副井井筒内所有电气设备(包括电缆)电源。
b、撤人范围:
副井井筒内全部撤人。
c、停电执行单位:
佳瑞项目部机电队。
13)、警戒范围:
副井井口20m。
8.4安全技术设施
1、一般规定
1)全体施工人员必须坚持安全第一的方针,揭煤施工时要实行安全生产责任制和业务自主保安,建立各工种的岗位责任制,工人应明确自己的岗位职责,互助协作,共同作好揭煤安全工作。
2)井口附近20m内严禁明火,下井人员实行“检身制”。
3)每个入井人员必须佩带安全帽、保险带和隔离式自救器,严禁将火种和烟草带入井下。
4)进入井口棚及入井工作人员不得穿化纤衣服。
5)回风口处瓦斯浓度达到0.75%时,不得下井作业。
待查明原因,采取措施,确认瓦斯浓度低于0.75%时,方可入井。
6)放炮后立即开启局扇通风,瓦检员在井口检测回风流中的瓦斯浓度,瓦斯浓度由低到高,再由高到底,降至
1%,方可由瓦检员、安全员携带铜质器具,坐吊桶缓慢自上而下下井检查瓦斯及二氧化碳浓度,瓦斯
浓度超过1%或二氧化碳浓度超过
1.5%,停止下罐,等低于规定值后,方可向下继续检查。
放炮后至少30min后,方可下井进行安全检查。
7)井下工作面安装压风自救系统。
8)揭煤放炮前,要详细检查通风设施是否完好,有损坏的立即修复,保证放炮后恢复通风工作面能有足够新鲜风流。
9)井筒揭煤施工前,应对井筒内一切机电设施、设备进行防爆检查,更换不合格设施设备,井筒内各种电气设备必须达到防爆要求。
10)揭煤前安全梯放置吊盘以上1~2m处,若出现停电、停风时利用柴油机发电,通过稳车将井底作业人员升井。
11)施工进入煤层后,煤层段施工应根据工作面情况增加井圈防护及缩小掘砌段高。
12)放炮期间,井下及井口20m范围内,除监控探头外,其它设备一律断电。
2、揭煤施工中的机电设备管理
1)施工中加强对机电设备的管理,设备下井前必须经专业人员进行防爆检查,非防爆设备不得下井使用。
2)井下不得带电检修、搬迁电气设备、电缆和电线。
检修或搬迁前,必须切断电源。
3)操作井下电气设备应遵守下列规定:
1非专职人员不得擅自操作电气设备。
2电气设备的操作手柄和工作中必须接触的部分必须有良好的绝缘。
4)电气设备不应超过额定值运行,防爆电气设备入井前,应检查其“产品合格证”、“防爆合格证”、“煤矿矿用产品安全标志”及安全性能;检查合格并签发合格证后,方准入井。
5)电缆不应悬挂在风管或水管上,不得遭受淋水,电缆上严禁悬挂任何物件。
6)井下电气设备必须符合防爆性能的各项技术要求,防爆性能遭受破坏的电气设备,必须立即处理或更换,严禁继续使用。
7)严禁甩掉停用井下各种电气保护。
8)严格执行停送电制度,停电必须挂牌,工作前进行验电、放电,严禁带电作业。
9)存在下列问题的电气设备及小电器不得下井使用:
①防爆结合面锈蚀、划痕超过规定。
②绝缘坐破裂导致接线柱松动,接线柱变形或螺纹滑扣。
③导电螺栓、螺母锈蚀超规定。
④喇叭嘴不配套或断裂、缺损。
⑤开关本体与外壳不
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