六枝中柱煤矿瓦斯抽放.docx
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六枝中柱煤矿瓦斯抽放
六枝特区中柱煤矿
瓦斯抽放设计
贵州正合矿产咨询服务有限公司
二OO九年九月
六枝特区中柱煤矿
瓦斯抽放设计
(生产能力15万吨/年)
设计:
审核:
项目负责:
贵州正合矿产咨询服务有限公司
二OO九年九月
目录
前言4
第一章井田概况7
第一节井田概况7
第二节地质特征8
第三节井田境界及储量11
第四节矿井设计生产能力及服务年限12
第五节井田开拓12
第六节采煤方法14
第二章矿井瓦斯参数15
第一节 概况15
第二节 瓦斯参数计算16
第三章瓦斯抽放方法及工艺27
第一节 瓦斯抽放方法27
第二节 瓦斯抽放工艺27
第四章 瓦斯抽放设备32
第一节 瓦斯抽放设备32
第二节 地面供电系统33
第三节 瓦斯抽放管线综合布置34
第五章 瓦斯抽放泵房39
第一节 地面瓦斯泵房39
第二节 瓦斯抽放系统的安全措施44
第三节 检测与监测监控系统46
第六章 组织管理及主要安全技术措施49
第一节 瓦斯抽放的组织机构49
第二节 瓦斯抽放的组织管理50
第三节 瓦斯抽放报表管理53
第四节 主要安全技术措施56
第七章 环境保护58
第八章 主要技术经济指标59
第一节 劳动定员59
第二节 工程进度59
第三节 投资估算59
第四节 主要技术经济指标60
前言
一、项目名称
贵州省六枝特区中柱煤矿瓦斯抽放系统方案设计。
二、任务来源
根据《煤矿安全规程》(2004)有关规定和2003年7月国家安全生产监督管理局(国家煤矿安全监察局)发布的第五号令第十条,高瓦斯矿井应建立瓦斯抽放系统。
为保障矿井安全、高效生产,根据贵州省六枝特区中柱煤矿的委托,贵州正合矿产咨询服务公司编制本瓦斯抽放系统方案设计。
三、编制依据
1、贵州省国土资源厅颁发的贵州省六枝特区中柱煤矿开采许可证;
2、中柱煤矿提供的硕翊矿山科技有限责任公司编制的《贵州省六枝特区中柱煤开采方案设计》。
3、贵州省六枝特区中柱煤矿规划方案采掘工程平面布置图;
4、《煤矿安全规程》(2006版);
5、《煤炭工业小型煤矿设计规定》;
6、《煤矿瓦斯抽放规范AQ1027-2006》;
7、2003年7月国家安全生产监督管理局(国家煤矿安全监察局)发布的《煤矿安全生产基本条件规定》(2003.7.4);
8、《采矿工程设计手册》(2003、5);
9、《矿井抽放瓦斯工程设计规范》(MT5018-96)
10、《矿井通风安全装备标准》(MT/T5016-96);
11、《煤矿瓦斯抽采基本指标》(AQ1026-2006);
12、《矿井瓦斯涌出量预测方法》(AQ1018-2006);
13、《瓦斯抽放用热导式高浓甲烷传感器》(AQ6204-2006);
14、《矿井安全监测系统管理规范》;
15、《防治煤与瓦斯突出规定》(2006)
16、贵州省六枝特区中柱煤矿的委托书。
四、矿井简介
六枝特区中柱煤矿为一整合矿井,由原来的大煤洞煤矿(3万t/a)与洒米陇煤矿(3万t/a)整合而成,整合后为现在的中柱煤矿(15万t/a)。
该矿属六枝特区郎岱镇管辖,该矿行业管理隶属六盘水市六枝特区煤炭局管辖,目前该矿正进行基建。
五、瓦斯抽放的必要性
根据《煤矿安全规程》第一百四十五条规定,中柱煤矿符合建立地面永久抽放瓦斯系统条件,根据黔安监管办字[2007]345号文件,六枝特区属煤与瓦斯突出矿区。
从矿井采掘工作面通风能力、防突和保证安全生产方面,六枝中柱煤矿必须建立瓦斯抽放系统。
六、瓦斯抽放的可行性
按抽放瓦斯来源分类可分为开采层抽放、采空区抽放、采邻近层抽放和围岩抽放四类;抽放瓦斯可分为开采层未卸压抽放、采层卸压抽放、邻近层抽放和围岩瓦斯抽放法四种;抽放工艺(或钻孔布置)可分为多种抽放方式。
根据中柱煤矿实际情况首采工作面布置在2号煤层,,瓦斯涌出主要来自2号煤层,因此对2号煤层进行瓦斯抽放是可行的。
七、设计的主要内容
1、对系统进行瓦斯抽放;
2、对系统壁式采面进行瓦斯预抽放;
3、高、低压水环式真空泵共4台;
4、抽放管路2400m;
5、建地面瓦斯抽放泵房1间,配电房1间;
6、本次设计项目总投资162.1万元。
八、主要结论、存在的问题及建议
(一)结论
1、本次瓦斯抽放设计是对贵州省六枝特区中柱煤矿2号高瓦斯煤层进行瓦斯抽放设计。
2、本项目属安全投入,不产生直接的经济效益,其效益主要体现在间接经济效益、安全效益、社会效益方面。
3、通过建立瓦斯抽放系统,将使贵州省六枝特区中柱煤矿在生产中的安全更加稳定可靠,能够有效治理瓦斯、减少煤与瓦斯突出的可能,确保矿井安全生产,安全效益十分明显。
4、通过建立瓦斯抽放系统,减少安全事故和人员伤亡、财产损失、促进矿井的稳定和发展。
(二)存在的主要问题及建议
1、本次对系统进行的抽放瓦斯设计所采用的采掘工程为贵州省六枝特区中柱煤矿提供的矿井规划设计图,矿井可采储量、服务年限、采面长度、采面设备等均为矿井规划内容,届时规划系统形成后,再根据采掘实际情况继续完善抽放瓦斯设计。
2、矿井瓦斯资料比较少,本次设计只对矿井今后需解决的安全工程进行瓦斯抽放设计,建议国家相关部门加大对贵州省六枝特区中柱煤矿的安全投入,同时本矿自身应加强搜集本矿的瓦斯资料、地质资料及安全投入、进一步健全矿井安全生产系统,提高生产矿井的安全可靠性。
3、补充此条:
因矿井瓦斯抽采量小、且在一阶段生产,故本次设计暂未作瓦斯利用设计,待后应根据情况请有资质单位作瓦斯利用专题设计。
第一章井田概况
第一节井田概况
一、交通位置
中柱煤矿隶属六枝特区郎岱镇管辖。
其地理坐标:
东经105°15′57″~105°16′48″,北纬26°06′18″~26°07′03″。
中柱煤矿距六枝特区人民政府23.2公里,矿区经郎岱至水(城)黄(果树)高等级公路12公里,交通较方便,交通较为方便。
二、地形地貌
矿区属构造剥蚀山地地貌,呈单面山。
地势总体西高东低,夜郎组地层分布地段地形较陡,煤系地层分布地段地形较缓,村寨居民主要分布于这一带。
海拔最高为1812m,最低为1545m,相对高差约267m。
近北东——南西向的冲沟发育,山脊与沟谷呈带状展布,植被发育。
矿区内的最低海拔1545m,为矿区最低侵蚀基准面。
三、水系
矿区属于珠江水系,溪沟均为山区雨源型,流量变化幅度大,雨季暴涨,枯季流量较小,流水主要受大气降水控制。
四、气象
矿区内气候属亚热带温凉季风气候,气候温和,降水丰富,湿度大,年相对湿度为78%,日照少,东南风多,并有冰雹、暴雨等灾害天气。
根据气象观测资料,区内年平均降水量为1482.3mm,每年降水分布不均,6~9月为雨季,月平均降水量在150mm以上,雨季降水量占全年降水量的77%:
11月~次年3月为枯水季节,月平均降水量小于40mm,枯水季节降水量仅占年降水量的10%。
年平均降大雨至暴雨12~15天,日最大降水量达194.0mm。
最高气温34.1℃,最低气温-5.5℃,冰冻期为每年12月、元月,年平均蒸发量为1083.6mm。
五、地震情况
根据《建筑抗震设计规范》(GB50011—2001),本区地震基本烈度为6度。
六、现有煤炭运销和经济效益情况
贵州省煤炭远远不能满足市场需求。
中柱煤矿技改后,对本地区市场而言有电厂和其他燃煤用户,对省外市场来说有四川、重庆、湖南、两广及海南省等。
该矿煤炭储量较丰富,资源较可靠,地质、开采条件较好,电源、水源有保证,交通较为便利,为矿井的建设及其产品的销售提供了有力的保证。
因此,六枝特区中柱煤矿的建设,其煤炭销售市场前景广阔。
七、现有电源情况
中柱煤矿位于六枝特区南部郎岱乡,煤矿附近有郎岱35kV变电所,一回35kV电源引自平寨110kV变。
根据中柱煤矿的地理位置,郎岱35kV变电所可作为本矿的供电电源,由郎岱35kV变电所的两段10kV母线分别引10kV供电线路至本矿,矿井开发在电力上是有保障的。
第二节地质特征
一、地层
(1)地层
矿区内出露地层有:
第四系(Q)、三叠系下统永宁镇组(T1yn)、夜郎组(T1y)、二叠系上统龙潭组(P3l)、二叠系上统峨嵋山玄武岩组(P3β)和二叠系中统茅口组(P2m)。
现由新到老分述于下:
①第四系(Q)
矿区内大部分地为风化残积、坡积物覆盖,低洼处和沟谷中有洪积和冲积物堆积。
厚度0~15m,一般厚5m左右。
②三叠系下统永宁镇组(T1yn)
蠕虫状泥灰岩,灰色石灰岩,中厚层状,缝合线发育,黄绿色、灰色钙质泥岩,薄层状,中夹薄至厚层状石灰岩及泥灰岩,浅灰色石灰岩,中厚层状底部夹泥灰岩及钙质泥岩。
厚543.57m左右。
③三叠系下统夜郎组(T1y)
泥灰岩及钙质泥岩互层,厚层状鲕状石灰岩,紫色钙质粉砂岩,灰至浅灰色鲕状石灰岩,中部夹灰色粉砂岩、紫色钙质泥岩、浅灰绿灰粉砂岩夹数层薄石灰岩。
厚521.70m左右。
④二叠系上统龙潭组(P3l)
本矿区主要含煤地层,以灰至深灰色中细粒砂岩、粉砂岩为主,夹砂质泥岩、泥岩、炭质泥岩、粘土泥岩、薄层石灰岩及泥灰岩,含煤32层,矿区内可采及局部可采煤层8层。
厚412.70m左右。
⑤二叠系上统峨嵋山玄武岩组(P3β)
灰绿褐色块状,细晶结构,具气孔及杏仁状构造,顶部为黄紫色凝灰岩。
厚度40.90米左右。
⑥二叠系中统茅口组(P2m)
矿区内出露不全,主要为浅灰色细晶质厚层状石灰岩,盛产蜒蝌化石。
厚度不详。
二、地质构造
矿区位于普郎煤田归宗井田中部,地层走向北西—南东,倾向北东,倾角56~61°,属倾斜~急倾斜构造。
三、煤层
根据2007年9月贵州省煤矿设计研究院提交的《贵州省六枝特区中柱煤矿资源/储量核实报告》,矿区龙潭组厚约412.70m左右,主要以灰至深灰色中细粒砂岩、粉砂岩为主,夹砂质泥岩、泥岩,炭质泥岩、粘土泥岩、薄层石灰岩及泥灰岩,含煤32层,矿区内可采及局部可采煤层8层,其余均不可采。
各可采煤层的主要特征见下表:
表1-2-1可采煤层特征表
煤层
编号
煤层
厚度
煤层
间距
煤层平均倾角(度)
煤层
结构
煤层
稳定性
顶板
底板
2
1.75-2.70
2.22
59
单一
较稳定
泥岩、泥灰岩
粘土质泥灰岩
3
0.68-9.93
5.30
25
59
单一
不稳定
粉砂岩
炭质泥岩
7
0-2.62
1.31
35
59
单一
较稳定
泥灰岩
粘土质泥灰岩
16
0.59-1.14
0.86
120
59
单一
不稳定
粉砂岩
粉砂岩
17-1
0.77-1.14
0.96
10
59
单一
不稳定
粉砂岩
泥岩
18
1.86-2.60
2.23
16
59
单一
较稳定
灰岩、泥岩
粘土质泥岩
19
1.06-7.74
4.40
15
59
单一
较稳定
粉砂岩
粘土质泥岩
20
0.64-0.96
0.80
7
59
单一
不稳定
粉砂岩
粉砂岩
四、煤质
根据中华人民共和国国家煤炭质量分级标准(GB/T15224.1—2004),2号煤层为中高灰、中高硫、中挥发分焦煤;3号煤层为低中灰、低硫、中挥发分焦煤;7号煤层为低中灰、中硫、中挥发分焦煤;16号煤层为中灰、中高硫、中挥发分焦煤;17-1号煤层低中灰、中高硫、中挥发分焦煤;18号煤层为低中灰、中硫、中挥发分焦煤;19号煤层为中灰、中高硫、中挥发分焦煤;20号煤层为低中灰、低中硫、中挥发分焦煤。
主要可采煤层煤质指标见表1-2-2:
煤层
灰份Ag(%)
挥发份V(%)
硫份St,d(%)
牌号
2
32.10
25.93
2.49
JM
3
16.84
23.73
0.80
JM
7
18.70
20.24
1.56
JM
16
25.90
21.50
2.06
JM
17-1
15.48
22.76
2.33
JM
18
17.96
22.12
1.71
JM
19
25.28
22.22
2.02
JM
20
17.51
24.26
1.36
JM
第三节井田境界及储量
一、井田境界
中柱煤矿为原来的洒米陇煤矿和大煤洞煤矿整合而成,整合后矿区范围拐点坐标见表3-1-3。
根据贵州省国土资源厅颁发的采矿许可证(证号:
5200000830648)划定的矿界,有效期为10年(自2008年7月~2018年7月),其地理坐标:
东经105°15′57″~105°16′48″,北纬26°06′18″~26°07′03″。
矿区范围由4个拐点圈定,矿界东西长约1424m,南北宽约1361m,矿区面积0.7602km2,开采标高为1607m—1300m。
矿区范围拐点坐标表1-3-1
拐点编号
X
Y
1
2888572
35527551.1
2
2888907
35528030.2
3
2889933
35526822.2
4
2889481
35526605.7
矿区面积:
0.7602km2;开采深度:
+1607~+1300m标高
二、储量
1、地质储量
根据贵州省国土资源厅文件:
(黔国土资储备字[2007]501号)——关于《贵州省六枝特区中柱煤矿资源/储量核实报告》矿产资源储量评审备案证明及附件《贵州省六枝特区中柱煤矿资源/储量核实报告》矿产资源储量评审意见书(黔国土规划院储审字[2007]646号),中柱煤矿(整合)后保有煤炭资源储总量704.34万吨。
表1-3-2
煤层编号
资源量
(万t)(122b)
采空量
(万t)
资源量小计
(万t)
2
75.08
75.08
3
85.93
85.93
7
96.29
96.29
16
72.60
72.60
17-1
61.95
61.95
18
121.78
31.19
152.97
19
147.32
45.49
192.81
20
43.39
43.39
合计
704.34
76.68
781.02
第四节矿井设计生产能力及服务年限
一、矿井工作制度
根据《煤炭工业小型矿井设计规范》,矿井设计年工作日数为330天
工作制度为:
矿井采用“四、六”作业制,三班采煤一班检修设备。
二、矿井生产能力和服务年限
1.矿井生产能力
中柱煤矿矿井年生产能力15万t/a,设计用1个采区1个壁式炮采工作面满足设计年产量.
2.服务年限
矿井服务年限按下式计算
T=Z可/(1.4×A)
式中:
T——矿井服务年限,a
Z可——矿井可采储量,万t
A——矿井生产能力,万t/a,设计以15万t/a计算
1.4——储量备用系数
T=503.76/(15×1.5)≈24(a)。
服务年限满足要求。
第五节井田开拓
一、开拓方案
1、开拓系统
针对中柱煤矿煤层赋存条件及煤层展布尺寸大小、采煤工艺和小型煤矿特点等综合分析,矿井共划分为三个水平三个采区,一水平标高+1500m,井底车场及泵房变电所布置在+1500m标高,同时布置井底水仓,二水平标高+1400m,三水平标高+1300m。
开拓二水平时,延伸主斜井作运输下山,将回风下山改作进风下山,再延伸至+1400m,西翼进风斜井延伸至+1400m水平与主斜井贯通作回风斜井;开拓三水平时,再从+1400m水平布置三条穿层下山至+1300m水平,水仓及井底车场布置在16号煤层顶板岩层中。
本矿井可采及局部可采煤层共8层,由于7号煤层下距16号煤层平均间距120m,设计拟采用分组联合开采较为合理,将2、3、7号煤层划分为上煤组,16、17-1、18、19、20号煤层划分为下煤组,但根据矿井实际情况,如采取分组联合布置开采,上煤组开采时,工业场地选址比较困难。
因此设计采取联合布置开采,即大联合布置,各采区均以石门联系各煤层。
设计先开采2号煤层。
2、井口数目及位置同
1-5-1井筒特征表
顺序
名称
单位
主斜井
安全出口
西翼
进风斜井
回风平硐
1
井口坐标
X
m
2888887.16
2888858
2889356
2888986
Y
m
35527323.42
35527355
35526796
35527556
2
井口标高
m
1595
1589
1556
1629.4
3
方位角
度
143.6
231
232
244.5
4
断面
净
m2
10.6
5.3
5.3
5.3
掘进(岩巷段)
m2
11.4
7.4
6
6
5
长度
m
278
263
133
125
6
倾角(坡度)
度
20
3‰
25
3‰
7
井筒装备
双轨
8
备注
后期作进风平硐
后期作回风斜井
服务年限约8年
3、水平划分及标高
矿井共划分为三个水平三个采区,一水平标高+1500m,井底车场及泵房变电所布置在+1500m标高,同时布置井底水仓,二水平标高+1400m,三水平标高+1300m。
4、通风系统及方式
根据矿井开拓部署,该矿为斜井开拓方式,主斜井、西翼进风斜井进风,回风平硐(专用)回风,构成中央并列式通风系统。
矿井通风线路为:
1021回采工作面:
主斜井→11运输石门→1021运输顺槽→1021工作面→1021回风顺槽→回风斜巷→回风平硐→引风道→地面。
1022回风顺槽掘进头:
1021回采工作面:
主斜井→11运输石门→1022运输顺槽→行人眼→1022回风顺槽掘进头→1022回风顺槽掘进回风斜巷→回风斜巷→回风平硐→引风道→地面。
1022运输顺槽掘进头:
1021回采工作面:
主斜井→11运输石门→1022运输顺槽→1022运输顺槽掘进头→1022运输顺槽掘进回风斜巷→11回风斜巷→回风平硐→引风道→地面。
选用FBCDZ54-6-No15型(980rpm)高效节能防爆对旋轴流通风机二台,其中:
一台工作,一台备用;风机工况点参数,容易时期:
风量Q易=34.8m3/s,负压H易=1010a,效率η易=0.73,叶片安装角-60;困难时期:
风量Q困=37.5m3/s,负压H困=1570Pa,效率η困=0.85,叶片安装角00;叶片极限安装角-60~+6°;
5、开采顺序
采区间开采顺序:
一采区→二采区→三采区。
煤层开采顺序:
井田可采煤层8层,其自上而下的煤层编号为2、3、7、16、17-1、18、19、20号煤层,各煤层开采顺序自上至下,即先开采2煤层再依次开采3、7、16、17-1、18、19、20各煤层。
第六节采煤方法
一、采煤方法的选择
1)采煤方法的确定
采煤方法:
伪倾斜柔性掩护支架采煤法、全部垮落法管理顶板。
2)采煤工作面的回采工艺及装备
工作面伪斜长94m,共需要配置柔性掩护支架63架,备用支架按20%考虑,备用柔性掩护为13架,共为76架柔性掩护支架。
回采工作面配MSZ—12型煤电钻3台,采用钻眼爆破法落煤,工作面运输采用搪瓷溜槽自溜,运输顺槽采用调度绞车牵引矿车运输。
3)工作面推进度及设计生产能力
本矿井年生产能力为15万t,以一个采区一个工作面达到生产能力。
矿井首采2号煤层,工作面斜长度为94m。
首采面煤层平均厚度2.22m,一次采全厚,煤的容重1.50t/m3,工作面回采率95%,日循环率按0.85考虑,年工作330天,年推进度为505m,则工作面年生产能力为:
2.22×94×505×1.50×0.95=15.02万t/a
掘进出煤按回采面产量的5%计算,则矿井生产能力为:
15.02×(1+5%)=15.77万t/a
因此,矿井生产能力为15.77万t/a。
第二章矿井瓦斯参数
第一节 概况
一、井田瓦斯、煤尘、自燃、煤与瓦斯突出及地温情况
1、瓦斯等级鉴定
根据贵州省煤炭管理局文件(黔煤行管字[2007]67号)《对六盘水市煤矿2006年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》:
原大煤洞煤矿全矿井绝对瓦斯涌出量为3.07m3/min;相对瓦斯涌出量为41.70m3/t。
2、煤的自燃倾向及煤尘爆炸危险性
根据贵州省煤田地质局实验室2004年9月提交的洒米陇煤矿2号、3号和7号煤层煤炭自燃倾向性鉴定报告,本矿2号、3号煤层为自燃煤层,7号煤层为容易自燃煤层。
但其他煤层未作煤炭自燃倾向性鉴定。
根据贵州省煤田地质局实验室2004年9月提交的洒米陇煤矿2号、3号和7号煤层煤尘爆炸性鉴定报告,本矿2号、3号和7号煤层具有煤尘爆炸性,但其他煤层未作煤尘爆炸性鉴定。
3、地温
根据地质报告,本井田无地温异常现象,属于正常地温矿井。
二、煤层透气性系数及钻孔瓦斯流量衰减系数
本矿未有钻孔的瓦斯参数记录。
三、采区瓦斯来源
开采2号煤层,瓦斯来源于本煤层及下邻近层3号煤层,2、3号煤层均为急倾斜煤层,煤层间距25m,根据图D.1,邻近层受采动影响瓦斯排放率为:
ηi=62%,
图D.1
四、煤与瓦斯突出
根据开采设计方案,本矿按煤与瓦斯突出矿井设计。
第二节 瓦斯参数计算
一、矿井瓦斯压力计算
瓦斯压力是标志煤层瓦斯流动特性和赋存状态的一个重要参数。
因本矿未进行瓦斯参数测定,无实测资料,瓦斯压力按《采矿工程设计手册》(8-7-14)公式计算。
瓦斯压力P和深度H的关系可以表示为下列直线关系:
P=(2.03~10.13)H
式中P――距地表垂深H处煤层瓦斯压力,kPa;
H――垂深,井田海拔最高+1812m最低+1545m,第三开采水平标高+1300m,最大垂深512m。
P=(2.03~10.13)H=3.1Mpa
二、煤层瓦斯含量
矿井瓦斯绝对涌出量计算公式(AQ1027-2006)如下:
式中
──煤层瓦斯含量,m3/t;
──吸附常数;a一般为15~55m3/t,取a=35m3/t;b一般为0.5~5MPa-1,取值3MPa-1;
──煤层绝对瓦斯压力;
──煤的灰分;
──煤的水分(未见煤的水份资料按1.1%取值);
──煤的孔隙率,m3/m3,查表取值0.26;
──煤的容重(假比重),1.48t/m3。
通过计算,可采煤层瓦斯含量见表2-2-1
表2-2-1
可采煤层
瓦斯含量(m3/t)
2
19.26
3
22.74
7
22.32
16
20.68
17-1
23.05
18
22.49
19
20.82
20
22.59
三、矿井瓦斯储量计算
矿井瓦斯储量(按AQ1027-2006公式):
WK=W1+W2+W3
W1------------可采煤层瓦斯储量的总和,万m3;
W2------------可采煤层采动影响范围内不可采邻近煤层的瓦斯储量的总和,万m3;
W3------------围岩瓦斯储量(按煤层瓦斯储量的10%-15%估算),万m3;
W1=
×Xli
W2=
×X2i
A1i-------------矿井每一个可采煤层的煤炭储量,万t;
X1i-------------每一个可采煤层相
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