7103低位放顶煤综采工作面作业规程 2解读.docx
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7103低位放顶煤综采工作面作业规程 2解读.docx
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7103低位放顶煤综采工作面作业规程2解读
7103(里)低位放顶煤综采工作面
作业规程
第一章工作面概况
第一节工作面概况
1、地面位置:
位于司徒村西南侧,漳泽水库东和长治市屯留漳泽湖科技生态农业观光园。
2、井下位置:
工作面位于71采区
3、地面标高:
909~917m
4、工作面标高:
559~619(外)m
第二节工作面四邻情况、采掘情况及影响范围
1、西面是71采区胶带运输机巷,东面是本矿井田边界,北面是7102工作面,南面未开采区域。
2、回采对地面设施的影响:
工作面回采时会造成地表的塌陷,引起漳泽水库环湖路塌陷、开裂等,需外事办等单位与相关部门做好提前沟通。
第三节工作面参数及储量
本工作面里运巷长1302米(可采长度为698m),里风巷长1303米(可采长度为700m);工作面切眼长268.5m,煤层总厚6.8m,容重为1.45t/m3,回收率为93%,则:
工作面:
工业储量:
1/2(698+700)×268.5×6.8×1.45=185.1(万吨)
设计采出量=工业储量×93%=181.6×93%=172.1(万吨)
可采期:
[1/2](698+700)÷(0.8×4)=218(天)
其中:
0.8为循环进度,4为日循环个数
第二章地质情况
第一节煤层赋存特征
该面所采3#煤,赋存于二叠系山西组地层中下部,为陆相湖泊型沉积;在本工作面范围内,煤层厚度稳定,煤厚6.80米。
煤层含有五层夹矸,下部最厚的一层夹矸厚度为0.3米。
煤层结构0.3(0.1)0.70(0.05)0.65(0.05)1.3(0.15)1.85(0.3)1.35,可采指数Km=1,变异系数为8.42%。
本工作面煤层为低磷、低硫,中灰,具粘性,高发热量,为优质动力用煤。
其它指标如表2—1和表2—2
表2—1煤质状况表
W
A
V
Q
Fc
S
Y
工业牌号
1.24
14.88
14.78
5800
69.1
0.28
5.5
PM
表2—2普氏硬度表
普氏硬度(f)
煤层
夹矸
直接顶
直接底
1~3
2~3
3~8
3~8
第二节地质构造情况
从工作面坑透整体上看,该工作面中间高两侧低,同时风巷明显高于运巷,最低处位于运巷切口处。
从三维地震勘探相关地质资料及相邻巷道揭露地质情况分析,煤层倾角为2°~14°之间。
工作面掘进时在风巷里风3测点处、放水巷转点处和运11往里29米处都揭露断层F302H=1.7m∠65°。
CT成像分析成果图中可以看出,7103里工作面在探测的700米范围内坑透电磁CT成像分析基本正常,仅在60#~73#测点之间即探测起始段的130米范围内存在衰减值相对较小、衰减范围不规则的坑透异常区。
结合工作面煤层地质条件和坑透探测成果分析,推断该范围内可能存在一些局部煤层裂隙发育或破碎现象。
现场探测时发现风巷内从60#~82#测点之间巷道内堆放有液压支架等金属体,并且在该范围内巷道有积水现象,而金属体、积水区等低阻体均会对坑透探测造成一定的干扰。
因此,对该范围内坑透异常除地质因素外也可能是受上述干扰因素影响所致。
总之,7103工作面回采过程中会受到断层F302影响,切眼处最大煤层倾角会达到14°,对工作面的回采效率的安全生产会造成比较严重的影响。
第三节围岩及其特征
围岩及其特征见表2—3所示。
煤(岩)层综合柱状图见图2—1
表2—3围岩及其特征
围岩
名称
岩性
厚度(m)
岩 性 描 述
老顶
砂岩
9.30-4.60
灰色、细粒,主要成份石英、长石
6.95
直接顶
砂质泥岩
6.65-1.36
黑色、性脆、致密,含植物化石
4.00
直接底
砂质泥岩
0.53-6.20
黑色、致密,含量植物化石。
3.36
老底
细砂岩
2.00-1.90
灰色、细粒,主要成份石英、长石,钙质胶结,含云母片。
1.95
第四节瓦斯、火、煤层情况
1、煤层瓦斯:
属高瓦斯矿井。
2、煤层:
具有爆炸性。
3、煤的自燃:
不易自燃煤层
4、冲击地压与应力集中区域危险性:
地压正常。
5、地温:
地温正常。
第五节水文地质情况
该工作面回采老顶第一次垮落后,顶板砂岩含水层水将涌入工作面,根据掘进情况分析可能涌水量较大,充水因素主要是3号煤层上部的顶板含水层的水。
预计工作面在回采过程中,一般涌水量在10~20m³/h,瞬时最大涌水量为60m³/h。
在工作面风、运两巷低洼处应安装排水能力不小于60m³/h(一用一备)的排水设施。
第三章采煤方法及其工艺流程
第一节工作面巷道及设备布置
1、工作面巷道布置
工作面由东向西,沿倾斜推进。
走向长度:
运巷为1302m(可采长度为698m),风巷为1303m(可采长度为700m);(工作面巷道布置图见图3—1所示)
2、工作面巷道支护特征
运巷为5.0×3.2m的矩形断面全锚(网)支护巷道,两帮分别为4根Φ22×L2000mm高强度螺纹钢锚杆,顶板为6根Φ22×L2400mm高强度螺纹钢锚杆,排距为1000mm,每隔3m在顶板布置2根Φ18.9mm的预应力锚索;
风巷为4.5×3.2m的矩形断面全锚(网)支护巷道,两帮分别为4根Φ22×L2000mm高强度螺纹钢锚杆,顶板为6根Φ22×L2400mm高强度螺纹钢锚杆,排距为800mm,每隔2.4m在顶板布置2根Φ17.8mm的预应力锚索;
巷道断面、支护形式如下表3—1所示。
工作面巷道断面图见图3-2所示。
表3—1巷道支护状况表
巷道名称
支护型式
净断面
支护规格
排距
主要用途
设备
运巷
全锚网
17.5㎡
矩形5.0×3.2m
800mm
进风、运煤
列电皮带
风巷
全锚网
17.5㎡
矩形4.5×3.2m
800mm
回风、进料
绞车等
3、工作面设备布置及技术特征
工作面设备布置及技术特征见表3—2所示。
工作面设备布置平面图见图3—3所示。
第二节采煤方法
本工作面采用走向长壁、后退式综合机械化低位放顶煤一次采全高全部垮落采煤法。
工作面里切眼平均长268.5m,底分层采高3.5±0.1m,循环进度0.8m,顶煤平均高度3.3m,切眼放顶煤区段平均为257.5m,底分层回收率都为98%,顶煤回收率为85%,一采一放为一个循环,则循环产量为:
里切眼:
Q=Q采+Q放
Q采=268.5×3.5×0.8×1.45×98%=1068t
Q放=257.5×3.3×0.8×1.45×85%=838t
故,Q=Q采+Q放=1068+838=1906t
第三节采煤工艺
1、循环工艺
1)进刀方式
本工作面采用端部割三角煤斜切进刀,进刀距离50m。
2)推溜、移架方式
本工作面推溜、移架全部为支架内手把操作。
3)采放比、放煤方式、放煤步距、端头顶煤回收方式
采放比为1:
0.94,利用支架尾梁摆动的低位放煤方式,放煤步距0.8m,端头顶煤随采随落。
2、工艺详细说明及要求
1)回采工序
推前部运输机
采煤机割煤、装煤→移架→→拉后部运输机
放煤
→老塘顶板自行垮落
2)说明
①割煤、装煤、运煤
本工作面采用MGTY400/930-3.3D型双滚筒采煤机(滚筒截深0.8m),正常割煤时,前滚筒调高在上部割煤,后滚筒在下部割煤。
采煤机滚筒旋转时,煤被滚筒上的截齿破碎下来,并由螺旋叶片装入前溜,少量煤在推前溜时被铲煤板装入溜内,极少量散落在支架与前溜间的浮煤,由人工装入前溜内。
(采煤机进刀示意图见图3—4所示)
工作面机组割下的底煤和支架放下的顶煤分别由前后两部输送机运至端头卸载,经转载机,由皮带运出。
②移架
本工作面采用ZF8000/20/38、ZF7000/19.5/38型低位放顶煤液压支架(端头尾为ZFG7500/22/36),操作方式为手动快速操作移架,移架步距0.8m。
移架紧跟采煤机前滚筒进行,及时支护顶板,局部煤墙片帮较宽或顶板破碎时超前移架控制顶板。
移架滞后采煤机前滚筒5m进行(局部煤墙片帮较宽或顶板破碎时超前移架)。
操作顺序为:
收逼帮板、侧护板——降前梁——落后柱——落前柱,然后以前溜为支点,向前移架。
移架后,立即升紧前后立柱、前梁,最后打出逼帮板、侧护板。
操作要求:
收侧护板时,侧护板正下方严禁站人,并且与相临支架不咬、不啃;移架要带压移架,做到快、匀、正、直、稳;升柱时要达到支架初撑力的要求;打出逼帮板。
ZF8000/20/38:
顶板最大控顶距:
Lmax=L+Lx+Ld+D
=2920+1550+800+324=5950mm
顶板最小控顶距:
Lmin=L+Lx+Ld
=2920+1550+324=5150mm
式中:
L--------支架顶梁长度2920mm
Lx--------前梁长度1550mm
Ld--------支架端面距324mm
D--------采煤机截深800mm
ZF7000/19.5/38顶板最大控顶距:
Lmax=L+Lx+Ld+D
=2905+1775+800+321=5801mm
顶板最小控顶距:
Lmin=L+Lx+Ld
=2905+1775+321=5001mm
式中:
L--------支架顶梁长度2905mm
Lx--------前梁长度1775mm
Ld--------支架端面距321mm
D--------采煤机截深800mm
③推前溜、拉后溜(SGZ—960/2×700)
推前溜滞后采煤机后滚筒15m进行,拉后溜滞后放煤20m进行。
操作要求:
推前溜、拉后溜时,相邻五组支架的推拉千斤顶顺序逐步动作,输送机不能出现急弯(其弯曲段长度不得小于30m)。
推、拉完毕后,手把必须及时回零,保证前、后溜成直线。
严禁停机时进行推拉溜作业,防止前、后溜带回煤发生压溜及卡、漂链事故。
④放顶煤
移过支架、后部刮板输送机正常运转(即高速运转)时,方可放煤,一旦输送机停止(或低速)运转时,应立即停止放煤。
i、初次放顶煤
工作面回采初期,顶煤比较完整,放煤较困难。
为提高初采放煤回收率和尽快达到放煤标准,可采取以下措施:
放慢割煤速度,增加顶煤空顶时间;反复升降支架,迫使顶煤与直接顶离层;两端头附近的顶煤可同时升降数组支架,使其破碎垮落。
ii、正常放煤
a.放煤工艺:
采用三人三轮顺序放煤法
b.放煤步距:
0.8m,即一刀一放
c.放煤操作:
收回插板,操作尾梁千斤顶,使尾梁收到适当位置(保证放出的顶煤落入后溜中)。
可多次反复伸收尾梁,使大炭破碎。
放煤结束后收起尾梁,伸出插板,插板与后溜间距在300—500mm之间,对后溜进行遮掩,防止大块矸石落入后溜。
第一放煤工首轮放出的煤量不少于顶煤的1/3~1/2;相隔10~20架,第二名放煤工进行第二轮放煤,见矸停放。
一般情况下,两轮放完,特殊情况下放第三轮。
iii、放煤管理:
1)由地测部门监督,风、运两巷及工作面每隔50m向顶板打钻探煤厚,以利于生产过程中的顶煤回收管理。
2)一般情况下每班固定三名专职放煤工。
放煤时必须做到架架见矸,并严格见矸关窗,既要保证回收率,又要保证煤质。
3)放煤时,注意煤流中矸石涌出情况,防止大块矸石涌入后溜。
放煤完毕后,及时伸出插板挡矸。
4)放煤工在机尾段放煤时,应均匀缓慢。
5)采煤机割至机尾段应放慢割煤速度,以防紧跟拉架造成支架后顶煤涌入后溜造成负荷过大。
6)后溜司机要随时观察后溜煤量,防止后溜负荷大而发生压溜或断链事故。
7)加强现场监督检查,最大限度提高顶煤回收率。
8)严格执行《王庄煤矿回采工作面回收率考核标准》。
⑤运煤
工作面机组割下的底煤和支架放下的顶煤分别由前后两部输送机运至端头卸载,经转载机、由皮带运出。
第四章顶板控制管理及支架说明书
第一节工作面支架支护说明
1、支架选型验算
1)矿压参数预测
i、根据矿采煤科提供的相似工作面矿压数据为:
直接顶初次垮落步距为20~30m,老顶初次跨落步距为40~55m,周期来压步距为13~15m。
回采期间采场最大压强为686KN/m2。
ii、按支架承受的顶板载荷与煤层厚度近似直线关系增长的观点估算,采场最大压强为:
P=9.8Nhγ/1000
其中:
P:
采场压强
N:
取8(按要求,支架载荷取8倍采高岩重计算)
h:
煤层的采高,取3.5m
γ:
顶板岩石的平均密度,取2500kg/m³
故,P=9.8×8×3.5×2500/1000=686KN/m2
综上所述,本工作面支架的支护强度应大于686KN/m2。
2)支架说明书(见表4—1所示)
表4—1ZF8000/20/38型放顶煤支架说明书
项目
参数
项目
参数
支架型号
ZF8000/20/38
支撑高度/m
2~3.8m
支护面积/m2
7.65
通风面积/m2
10.338
支架宽度
1.43—1.60
支架中心距
1.5m
重量/kg
25500
操作控制
快速本架操作
工作阻力/KN
8000KN
初撑力/KN
6972KN
底板比压
1.87
支护强度/Mpa
0.85
工作介质
4%--5%乳化液
额定供液压力/Mpa
31.5
尾梁摆角
68.23°
移架步距
0.8m
ZF7000/19.5/38型放顶煤支架说明书
项目
参数
项目
参数
支架型号
ZF7000/19.5/38
支撑高度/m
1.95~3.8m
支护面积/m2
7.37
通风面积/m2
16.3
支架宽度
1.43—1.60
支架中心距
1.5m
重量/kg
23057
操作控制
快速本架操作
工作阻力/KN
7000KN
初撑力/KN
5600KN
底板比压
1.8
支护强度/Mpa
0.88
工作介质
4%--5%乳化液
额定供液压力/Mpa
31.5
尾梁摆角
68.23°
移架步距
0.8m
3)支护参数校验
(1)支架工作阻力:
7000kN>705.6×7.37=5200.3kN符合要求
支架初撑力:
5600kN>705.6×7.37×80%=4160.2kN符合要求
支护强度:
0.88MPa>0.7056MPa符合要求
(2)支架工作阻力:
8000kN>686×7.65=5247.9kN符合要求
支架初撑力:
6972kN>686×7.65×80%=4198.32kN符合要求
支护强度:
0.85MPa>0.686MPa符合要求
综上所述,选取ZF7000/19.5/38、ZF8000/20/38型支架能满足工作面顶板支护和安全的要求。
2、工作面支护
排头架ZFG-7500/22/366组(排头3组排尾3组)
中间架ZF7000/19.5/38(148组)、ZF8000/20/38(25组)173组;
3、两巷超前支护
运巷:
采用一梁两柱+π型梁支护
1)支护长度:
动态保持30m
2)棚距0.8m
风巷:
采用一梁四柱+π型梁支护
1)支护长度:
动态保持50m
2)棚距0.8m
第二节工作面顶板管理
1、工作面顶板管理
工作面回采时采用排头架、正规架、机头空档为端头副架配单体柱十字梁(大板棚)联合支护的控顶方式,机尾空档为单体柱十字型梁联合支护的控顶方式。
支架结构、规格、控顶距见工作面设备布置平面图3—3所示。
2、工作面顶板管理要求
(1)泵站压力达到31.5MPa,乳化液浓度保持在4%—5%。
(2)机组司机必须保证煤墙采直割平,顶板无台阶下沉。
(3)正常作业时,机组割煤后,必须及时追机移架;顶板破碎时,采取带压超前移架,并将逼帮板及时打出升紧;片帮宽或发生局部漏顶时,要及时停机上料管理。
(4)移架时,要先降后柱、微降前柱,快速将支架移出。
(5)移架后,支架顶梁与顶板必须接触平稳,其最大仰俯角不得大于
±7°,保证支架接顶严密。
(6)移架后,支架间无明显错差(不超过侧护板的2/3),支架不挤不咬。
(7)如果支架间出现空隙:
超过200mm,在支架上上平行半圆(或道木)管理空隙;超过300mm,必须架设一梁二柱单体柱大板抬棚;超过500mm,先在支架上上平行半圆(或道木),然后架设一梁二柱单体柱大板抬棚进行管理。
(8)加强支架检修质量,保证无串、漏液现象,支护状态良好,初撑力和工作阻力符合支架设计要求。
(9)正常回采时,要求两巷老塘顶板紧随移架回棚及时跨落,如果跨落超前于移架,则打设补强单体柱和单体柱戗柱进行支护(支柱要迎山有力),如果滞后移架步距,要采取退锚索、拉钢带实现人工放顶。
3、初次放顶
工作面回采初期,顶板比较完整,放煤较困难可采取以下措施:
①顶板初次跨落之前,要加强两端头及超前维护段的顶板控制工作,超前维护的单体柱必须达完好状态,初撑力符合要求。
②顶板初次跨落之前,工作面移架要做到少降快移,并且达到初撑力的要求。
③加强工作面的矿压观测,及时准确掌握工作面的压力分布和来压状况。
④在初次放顶期间,要密切注意顶板、煤墙状况,发现问题及时处理。
⑤严格控制采高,工作面采高在3.5±0.1m,在机头尾采高与两巷随平。
⑥加强支架检修工作,防止漏夜、窜液,降低支护效果。
⑦成立放顶领导小组
矿领导组
组长:
宋卫军张日林
副组长:
解鹏雁
成员:
撖动姚斐白飞倪亮刘军
魏小东徐冬冬张爱军魏明星
队领导组
组长:
牛广勤解鹏
副组长:
郝爱芳白树枝曹明亮张新庆
成员:
全体队干及班组长、验收员
4.初次来压和周期来压期间的顶板管理安全技术措施
根据矿生产中心提供的资料预计,本工作面老顶初次来压步距在40~55m范围内,周期来压步距在13~15m范围内。
Ⅰ、初次来压和周期来压期间的顶板管理
(1)根据生产中心提供的来压预报,工作面提前做好来压预防工作。
(2)加强机电设备管理,提高采煤机开机率,加快工作面推进度。
(3)支架必须达到初撑力要求,确保支架接顶严密;工作面保证采直割平。
(4)及时移架,减少空顶时间和空顶距离;移架后要及时打出逼帮板护帮。
(5)泵站压力达到31.5MPa,乳化液浓度达到4%-5%。
(6)加强支架检修质量,保证无窜、漏液现象,支护状态良好,初撑力和工作阻力符合支架设计要求。
(7)队组加强现场管理和技术总结,卡好来压步距。
(8)支架工必须根据支架压力表的矿压读数有效管理顶板。
(9)严格按照质量标准化作业,加大工程质量验收力度,确保工程质量达标。
(10)其它严格执行公司、矿以及本规程中关于顶板管理的有关规定。
Ⅱ、当工作面推进超过55米后,两巷老塘顶板仍未跟随回采垮落,必须及时补充专项措施,进行人工强制放顶。
第三节上、下端头及安全出口顶板管理
安全出口符合《煤矿安全规程》要求,净高不低于1.8m,净宽不小于0.8m,并随时清理浮煤杂物,保证两安全出口畅通。
1、上、下端头空档支护
(1)机头空挡顶板管理
工作面机头空挡为3.5m。
采用端头副架和一排单体柱十字梁(大板棚单体柱3.5m)进行管理。
即在转载机里帮安设端头副架,沿转载机外帮架设一排单体柱十字梁(大板棚)进行管理。
(2)机尾空挡顶板管理
工作面机尾空挡为2.8m。
机尾空挡使用两排单体柱十字梁(单体柱3.5m、3.15m、2.8m)进行管理。
机尾空挡管理如下:
在回采过程中,打设两排十字梁管理,十字梁到排尾架后柱处回撤。
当机尾空档小于1.6m,打设一排十字梁管理机尾空档。
当出现排尾架到十字梁空档大,要求每大于500mm架设一排一梁三柱单体柱大板棚(或一梁二柱单体柱道木棚)。
当出现十字梁到巷道外帮空档大时,每大于500mm架设一排一梁三柱单体柱大板棚(或一梁二柱单体柱道木棚)。
十字梁、大板棚要与风巷超前支护对接,与排尾架尾梁处平齐。
如果因前溜机尾过长或安全出口不畅等因素影响时,大板棚或十字梁要提前回撤掉。
对于提前回撤后出现的空顶部分,要根据现场实际情况及时架设单体柱大板(或道木)棚。
对于前溜机尾正上方因影响错刀回掉单体柱的十字梁,为加强顶板管理,要求骑机尾架设单体柱大板棚抬住十字梁。
2、两巷超前支护(超前支护平面示意图见图3---3所示)
运巷:
一梁二柱π型梁
1)超前维护长度动态保持30m
2)棚距0.8m
风巷:
一梁四柱π型梁
1)超前维护长度动态保持50m
2)棚距0.8m
3、风、运巷超前维护及空档支护强度验算
(1)风、运两巷超前支护管理
运巷超前30m架设一梁二柱单体柱π型梁棚支护(单体柱3.5m、3.15m、2.8m,π型梁4.2m),棚距0.8m。
π型梁棚架在两排锚杆中间,单体柱打设在两帮距梁头150mm的位置。
在回采过程中,如遇巷道变化,单体柱π型梁头与巷道帮距离超过500mm空档时,在空档处平行顺槽架设单体柱道木(大板)抬棚或单体柱点柱进行管理。
风巷超前50m架设一梁四柱单体柱π型梁棚支护(单体柱3.5m、3.15m、2.8m),在回采过程中,如遇巷道变化处,单体柱π型梁头与巷道帮距离超过500mm空档时,在空档处平行顺槽架设单体柱道木(大板)抬棚或单体柱点柱进行管理。
(2)根据“超前支护强度加上原支护形式支护强度在回采期间对巷道的残余支护强度必须大于巷道回采期间围岩对巷道的顶压”的验算。
超前支护至少应当平衡顶煤及直接顶岩重。
即Pt≥Pn=(My×Ry+Mm×Rm)×L×W×K
Pt——巷内原支护及超前支护对顶板的支护,t;
Pn——单位棚距所需支护,t;
Rm——煤层容重1.45t/m3;
Mm——顶煤层厚度,取最大厚度3.25m;
Ry——直接顶容重,2.5t/m3;
L——单位棚距支护长度,
W——单位棚距支护宽度,
My——直接顶厚度,取最大值6.65m;
K——动压系数,即来压期间与正常回采期间顶板给予巷道的压力比值,巷道两帮为实煤体,取1.2。
运巷:
Pn1=(6.65×2.5+3.25×1.45)×5.0×0.8×1.2=102.42t
机头空档:
Pn2=(6.65×2.5+3.25×1.45)×3.3×0.8×1.2=67.60t
风巷:
Pn3=(6.65×2.5+3.25×1.45)×4.5×0.8×1.2=92.18t
机尾空档:
Pn4=(6.65×2.5+3.25×1.45)×3.2×0.8×1.2=65.55t
由高强度螺纹钢锚杆的锚固力为10t,运巷顶板布置六根锚杆,风巷顶板布置五根锚杆,其有效系数为0.7,运巷排距为1.0m。
风巷排距为1.0m,运巷每3m布置两根锚索,风巷每2m布置两根锚索,锚索锚固力为30t,单体柱额定工作阻力为25t,单位棚距支护宽度为0.8m,端头副架为3根单体柱支护,每根单体柱的工作阻力为44t,支护长度为5.8m得:
Pt1=6×10×0.7×0.8/1+25×2+30×2/3×0.8=108.6t>Pn1(运巷)
Pt2=6×10×0.7×0.8/1+25×1+30×1/3×0.8+44×3×0.8/5.8=89.3t>Pn2(机头空档)
Pt3=5×10×0.7×0.8/1+25×3+30×2/2×0.8=140.5t>Pn3(风巷)
Pt4=5×10×0.7×0.8/1+25×3+30×2/2×0.8=140.5t>Pn4(
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