1101工作面作业规程.docx
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1101工作面作业规程
神西公司棋盘井煤矿简介
棋盘井煤矿位于内蒙古自治区鄂尔多斯市鄂托克旗境内,行政区划隶属鄂托克旗棋盘井镇,矿井北距棋盘井镇约7km。
矿井东、西、北边界分别为苛素乌断层、棋盘井断层和F29断层;以断层为界东面为鄂尔多斯集团煤矿,西北面为包头中税煤矿,北面为利民煤矿。
井田南北长最大6.5km,东西宽最大4.3km,面积为19.59km2。
根据地质报告,9号、16号煤层为全区可采煤层,9号煤的可采储量为47.04Mt,16号煤的可采储量为97.00Mt。
矿井设计年生产能力为3.0Mt/a,主系统生产能力按4.0Mt/a考虑。
井田开拓方式为斜井盘区式,主采煤层共2层,分别为9#、16#煤层。
矿井分层布置,9号煤和16号煤分别布置4个和5个盘区。
矿井投产11盘区,9#煤开采解放了16#煤后,再投产21盘区,两层煤按选煤工艺要求组织生产和接替。
1101工作面位于9#煤层11盘区,为走向长壁后退式布置,综采队以综合机械化方式进行回采。
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
一、工作面位置及井上下关系见表1
表1工作面位置及井上下关系表
水平名称
895水平
采区名称
11盘区1101工作面
地面标高/m
+1369~+1406
井下标高/m
+911~+1007
地面相对位置
东面为鄂尔多斯集团煤矿,西北面为中税煤矿,北面为利民煤矿
回采对地面设施的影响
工作面对应地面无任何设施且距地表550m,回采时对地表无影响。
井下位置及与四邻关系
工作面以北80m处有一断层;距工作面29m运输顺槽以西有一落差0~7m逆断层
走向长度/m
2340
倾斜长度/m
230
面积/m2
538200
第二节工作面煤层赋存情况
一、煤层赋存情况见表2
表2煤层赋存情况表
煤层厚度/m
1.95~2.93
2.75
煤层结构
复杂
煤层倾角/(°)
平均3°
开采煤层
9#层
煤种
1/3JM
稳定程度
较稳定
煤层情况
描述
煤层走向近南北,倾向近东西,该煤层均厚为2.60m,属较稳定的中厚煤层,煤层结构复杂,含夹矸1~8层,一般为4~5层。
夹矸岩性多为粘土岩、泥岩或炭质泥岩等。
煤层倾角一般2°~3°,局部8°左右。
第三节煤层顶底板
煤层顶底板情况见表3
表3煤层顶底板情况表
顶底板名称
岩石名称
岩性特征
直接顶
砂质泥岩
属半坚硬岩类(f=2~3)
老顶
细、粗粒砂岩
均属半坚硬岩类f=3~6)
直接底
砂质泥岩
属半坚硬岩类f=2~3)
老底
粉砂岩、砂质泥岩
均属坚硬岩类f=5~6)
附图1:
工作面地层综合柱状图
第四节地质构造情况
该工作面为整体向西偏南倾斜的单斜构造,倾角为2°~5°,局部地段受褶皱及断层影响倾角可达8~11°。
区域内无较大断层及褶曲。
但巷道掘进中曾遇到几条3m以下落差的小型断层,可能会对回采造成一些影响。
在回采过程中局部地段煤层顶部及上部可能会遇到砂岩冲刷构造,遇到此构造时,巷道底板应以煤层底板为界,对巷道断面内的砂岩应与清除,防止丢失煤层。
第五节水文地质
煤系地层内共有两层含水层,富水性弱,补给条件不良,均在9#煤层之上,与9#煤层之间有较好的泥岩隔水层,厚度3.5~7m,对9#煤层的采掘影响不大。
但遇到断层时,由于受断层破碎带的影响,会发生淋水、涌水情况。
该工作面回采范围内煤层中均不含水,虽下伏奥陶系石灰岩中含水,但距9#煤层间距较大,所以对回采无影响。
该工作面周围没有采空区,无大量积水现象,对工作面回采无影响。
经多方评价该区域内水文地质条件属于简单类。
第六节影响回采的其他因素
一、影响回采的其他因素见表4
表4影响回采的其他地质情况表
瓦斯
绝对涌出量为0.00m3/min,无突出危害倾向
二氧化碳
绝对涌出量为0.00m3/min,无突出危害倾向
煤尘爆炸性
M02、M07钻孔中9#煤层试验结果煤尘有爆炸性,井田内煤层煤尘爆炸指数为30.22~36.40%,易发生爆炸;本区属有煤尘爆炸危险煤层的井田。
煤的自燃倾向性
M02、M08号孔煤芯样测试结果可知,原煤样和氧化样着火温度之差在9煤层8~10℃,煤层有自燃倾向。
地温危害
无
冲击地压危害
无
二、地质部门建议
根据井上下对照图,工作面内有钻孔131号、M10号,由于封孔情况不详,可能会因钻孔贯穿含水层而导致大量涌水。
建议采取必要的探查措施,坚持“先探后掘,有疑必探”的原则,提前对采面前方进行钻孔探查,探查距离不应小于20m。
同时做好排水设施和排水设备的准备工作。
另外,钻孔中可能会遗留有钻具、钻杆等器物,会对采煤机造成损害,建议在回采过程中应加以注意。
第七节储量及服务年限
一、储量
1、工作面工业储量:
Q工业=L走×B×H×r
=2360×230×2.6×1.525
=2152202t
2、可采储量:
Q采=(2360-20)×B×H×r×0.95
=2340×230×2.6×1.525×0.95
=2091284t
式中:
L走—工作面走向长2360m
B—工作面长230m
H—工作面采高2.6m
r—煤层容重1.525t/m3
二、工作面服务年限
可采储量/设计月产量=2091284/166666=12月
第二章采煤方法
根据地质情况及巷道布置,确定采用走向长壁后退式一次采全高全部垮落的综合机械化采煤方法。
第一节巷道布置
一、盘区设计、盘区巷道布置概况:
井筒落底后向西布置大巷,见到DF28断层后转向北布置,整个井田北翼大巷形状为“L”型。
9煤划分为四个盘区,首采盘区均位于井田中部。
工作面巷道通过中部车场和盘区大巷相连,投产盘区采用走向长壁开采。
工作面布置三条顺槽,其中:
胶带运输顺槽一条,辅助运输顺槽一条,回风顺槽一条。
胶带运输顺槽与辅助运输顺槽间距20m,两巷之间每隔200m设一联络巷。
二、工作面顺槽
工作面辅助运输顺槽采用矩形断面宽为5m,高为3.3m净断面积为16.5㎡;胶带运输顺槽采用矩形断面宽为5m,高为3.05m净断面积为15.25㎡,回风顺槽采用矩形断面宽为4.7m,高为3.05m,净断面积为14.335m2,支护形式采用锚索、锚杆、金属网及钢筋梯联合支护,通过无轨胶轮车的巷道混凝土铺底,主要用于通风,运料,运煤及行人。
三、工作面切眼
工作面切眼为矩形断面,设计高度为3.0m,宽为7.2m,断面积为21.6m2,全锚网支护;用于安装采煤设备及连接两巷,形成通风、生产系统。
四、联络巷
工作面回风顺槽与风井设回风联络巷,设计为矩形断面宽为4.8m,高度为3.2m,断面为15.36m2,用于工作面回风。
工作面胶带运输顺槽与辅助运输顺槽设行人,检修联络巷,设计为矩形断面,高度为3.2m,宽为4.5m,断面积为14.4m2,用于胶带运输顺槽行人,检修及下料。
联络巷均采用锚索、锚杆、金属网及钢筋梯联合支护。
五、溜煤眼
溜煤眼为圆形断面,直径为1.5m,深度为3.7m,位于胶带运输转载巷与主斜井之间,用于工作面原煤转运,工作面原煤流经此转运至主斜井皮带。
附图2:
工作面及巷道布置平面图
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
1、工艺流程
准备工作——采煤机斜切进刀割煤——顺序移架——反向移溜至端头——采煤机割煤20m——采煤机返空刀——割三角煤——顺序移架——采煤机至端头——采煤机返空刀——顺序移溜——割煤——顺序移架——顺序移溜——采煤机至端头——采煤机斜切进刀割煤。
2、落煤:
采用国产MGTY500/1200-3.3D型无链电牵引双滚筒采煤机截割落煤,采煤机外旋U,采煤机前滚筒割顶煤,后滚筒割底煤并清煤;割平顶、底,不留伞檐,割煤时派专人观察,严防割支架前探梁。
工作面所有支架动作一次为一个循环,循环进度为0.8m。
3、移架
采煤机割煤后,距后滚筒3~5架单架依次顺序随机移架,追机作业,移架步距0.8m,如遇片帮或顶板破碎,压力明显增
大时,采煤机司机要配合支架工及时追机“带压”移架,能拉超前支架的及时拉超前支架。
4、移端头支架
前部刮板输送机推直后,及时移设端头支架。
移设端头支架前打好超前支护,清净浮煤、杂物,移端头架时,先移2#支架,再移3#支架,最后移1#支架。
5、推移刮板输送机
采煤机上行割煤时,滞后采煤机10架左右,自下而上顺序进行推移前部刮板输送机,斜切进刀段在采煤机下行割三角煤时,滞后机组15m自下而上推溜,溜子移过后要平直,不得出现死弯,溜子停止运行时禁止推溜,溜子推不动要查明原因,处理好后方可继续推溜,否则不得强行推溜。
6、装煤:
采煤机螺旋滚筒配合SGZ900/1050型刮板输送机铲煤板装煤。
7、运煤:
工作面采用SGZ-900/1050刮板运输机,运输巷采用SZZ900/315转载机、PCM200破碎机和SSJ1200/2×200皮带输送机各一部。
二、采煤方法:
1、采煤机的进刀方式:
采用端头斜切进刀;
2、工序配合方式:
采用及时支护方式
(1)采煤机从入刀处割煤后,紧随机组前滚筒及时伸出护帮板,托住新暴露顶帮。
(2)机组过后,移架支护顶板,移架滞后采煤机最大不能超过5m。
(3)待机组割煤到机头后,从割煤处顺序移溜,移溜工作滞后采煤机不得小于15m进行,溜子移直、垂直弯曲度不得大于3°,每次移进0.8m。
(4)然后机组从反刀处割煤,紧随机组前滚筒及时伸出护帮板。
(5)机组过后移架支护顶板,待机组割煤至10m后顺序移溜至工作面端头。
3、工作面割煤方式及采煤机牵引方式:
工作面采煤机采用单向割煤,割煤方式为往返一次进一刀,采煤机牵引方式为电牵引。
附图3:
采煤机进刀方式示意图
三、工作面正规循环生产能力
W=230×0.8×2.6×1.525×98%=715t
式中:
W——工作面正规循环生产能力,t;
L——工作面长度,230m;
s——工作面循环进度,0.8m
h——工作面采高,2.6m;
r——煤的容重,1.525t/m3;
c——采出率,98%;
第三节设备配置
一、工作面机械设备配备见表5
表51101工作面机械设备配备表
序号
设备名称
型号
数量
1
采煤机
MGTY500/1200-3.3D
1
2
中间支架
ZY6000/18/38
149
3
过渡支架
ZYG6000/18/38
2
4
端头支架
ZYT6000/18/38
6
5
刮板输送机
SGZ900/1050
1
6
皮带机尾自移装置
ZYL500J
1
7
转载机
SZZ900/315
1
8
破碎机
PCM200
1
9
带式输送机
SSJ/200/2*200
1
10
移动变电站
KBSGZY—3150/10
1
KBSGZY—1250/10
1
KBSGZY—630/10
1
11
乳化液泵
BRW400/315X4A
3泵一箱
12
喷雾泵
BPW400/160
2泵一箱
13
绞车
JD-14
2
14
隔爆组合开关
KJZ3-1500/3300-9
1
15
隔爆组合开关
KJZ-1500/1140Z
1
附图4:
工作面设备布置示意图
第三章顶板控制
第一节支护设计
一、液压支架支护强度校核:
1、工作面选用ZY6000/18/38液压自移支架149架,机头机尾采用2架ZYG6000/18/38过渡支架和6架ZYT6000/18/38端头架进行支护。
液压支架的主要技术特征表
名称
ZY6000/18/38
ZYG6000/18/38
ZYT6000/18/38
支架高度
1800-3800mm
1800-3800mm
1800-3800mm
支架宽度
1430-1600mm
1430-1600mm
1430-1600mm
工作阻力(KN)
6000KN
6000KN
6000KN
支架中心距
1500mm
1500mm
1500mm
推移步距
800mm
800mm
800mm
平均支护强度
0.801-0.83MPaa
0.801-0.83MPa
0.801-0.83MPa
平均比压
1.73MPa
1.7MPa3
1.73MPa
运输外形尺寸mm
6516*1430*1800
6516*1430*1800
6516*1430*1800
初撑力
5064KN
5064KN
5064KN
2、支架支护强度计算
顶板压力预计,按采煤工作面质量标准规定。
1101工作面支架需承受的荷载为(4~8)倍,采高的岩石加最大厚度的顶煤重。
顶板压力Q=(4~8)×采高×岩石重力密度×支架宽度×支架最大控顶距
=8×2.6×25×1.5×4.72
=3682KN
ZY6000/18/38支架工作阻力为6000KN。
6000KN>1777.5KN~3682KN
因此ZY6000/18/38型掩护式液压支架适合本工作面支护。
式中:
(4~8)为增载系数,取8
采高为2.6米
岩石重力密度取25KN/m3
二、乳化液泵站
(一)泵站选型、数量
乳化液泵型号为BRW400/31.5X4A,数量为3台,RX400/25(容积2500L)乳化液箱1台(即3泵1箱);输液管路选用进液¢38mm、回液¢51mm的高压钢编管,耐压40MPa以上。
主要技术参数如下:
乳化泵型号BRW400/31.5X4A
公称流量400L/min
公称压力31.5MPa
电机功率250Kw
(二)泵站设置位置
泵站布置在胶带运输顺槽内距离工作面100m左右。
(三)泵站使用规定
1、泵站必须由专门培训的泵站司机操作;
2、卸载阀整定值为31.5MPa,严禁随意调整安全阀的整定值;
3、使用乳化液自动配比装置,乳化液浓度保持在3%~5%之间;
4、对泵站的过滤器组每周必须清洗一次;
5、要加强泵站设备、管理的维修和保养,保持液压系统完好,杜绝跑、冒、滴、漏、窜液现象。
第二节工作面顶板控制
工作面安装ZY6000/18/38液压自移支架149架,机头机尾各采用1架ZYG6000/18/38过渡支架和3架ZYT6000/18/38端头架进行支护;对顶板实行全支护垮落法控制。
最小控顶距为了3.92m,最大控顶距为4.72m。
一、正常生产时期顶板支护方式
采用追机移架的方式对顶板进行及时支护。
在采煤机割煤后,先移支架,再移输送机,即割煤—移架—移输送机;采用带压擦顶移架的方式移架,正常移架要滞后采煤机后滚筒2~3架,不得超过3架。
顶板破碎时要紧跟前滚筒移架或超前移架,即当发现片帮严重时,不等采煤机割煤,就进行移架,然后再进行其它操作,工艺为移架—割煤—移输送机。
支护要求:
1、工作面应达到质量标准化要求,确保“三直、一平、两畅通、安全、完好、浮煤净”;
2、加强支架的支护强度为了确保支护质量应当使顶梁与顶板严密接触后再持续供液约3~5S,以保证初撑力不低于支架设计值的80%;
3、操作调架系统进行调架,使支架推移千斤顶与刮板输送机保持垂直,保持支架不歪斜,架中心距离偏差不超过±100mm;全工作面的支架排成一条直线,其偏差不超过±50mm;
4、工作面出现冒顶时,要及时用木料接顶,并升实支架;
二、特殊时期的顶板控制
(一)初采、初放及停采前的顶板控制
1、初采来压期间严禁超高采煤,采高不得大于3.0m;
2、在工作面推进10m左右时,要加强超前维护,增加1~2排单体支柱,直至通过初采初次来压段;
3、初次来压期间加强工作面顶板管理,采用带压擦顶移架;
4、加强出口维护,断梁、折柱、失效支柱要及时更换,并在机头处需增加密集支柱,且保证出口畅通、支护良好;
5、初采、初放及停采时都要编制专门的措施,加强顶板控制;
(二)顶板破碎时的顶板控制
顶板破碎时应采用带压移架超前支护,尽量缩短顶板暴露时间及缩小顶板暴露面积;
第三节运输巷、回风巷顶板控制
一、工作面运输、回风巷的顶板控制
(一)、超前支护
由于原巷道掘进时采用锚网+锚索联合支护,巷道断面较宽,在回采过程中为防止压力过大,影响生产,故超前维护在40m范围内,采用DW3500型单体液压支柱进行维护,分别在巷道上下帮各打一排单体液压支柱,其间距为1.0m,采用双排铰接梁配合单体液压支柱加强支护,回采过程中,根据压力显现情况,还可增加超前距离。
超前维护质量控制标准
1、支柱纵横成线,偏差±100mm。
2、支柱必须支到实底上,不得放到浮煤上;并做到迎山有力,单体支柱初撑力不小于90KN,不得出现卸液漏液支柱。
3、所有单体支柱三用阀方向一致,阀端指向巷帮。
4、所有单体支柱设置防倒装置。
5、不得使用失效的单体支柱,一字架。
6、两巷单体液压支柱要打成一条直线,其偏差不得超过±100m。
单体支柱迎山有力,升紧打牢,所有单体支柱必须用铁丝或防倒绳拴好,以防倒柱伤人;
7、支柱初撑力不得小于90KN,且单体均加柱鞋、柱帽支护,所有单体液压支柱三用阀方向一致,平行与巷道、阀嘴朝向采空区。
8、铰接顶梁之间要用圆柱销联好,并保持平直,顶梁上方起伏不平处用木料接实顶板;
9、超前支护范围内严禁堆放闲置设备及杂物。
(二)胶带运输顺槽、回风顺槽超前支护以外的巷道在顶板压力大的地方及时补打单体液压支柱的方法提前维护。
二、工作面端头及安全出口的管理
采用ZYT6000/18/38型端头液压支架进行支护。
三、支护材料的使用数量和存放管理(见表6)
表6支护材料的使用数量
种类
规格
使用量
复用率%
铰接梁
DZA-1000
120
99
单体柱
DZ3500
120
99
柱鞋
120
存放管理:
1、支柱、顶梁要建帐挂牌统一管理,现场牌板与实物相符。
2、材料要码放整齐,损坏的柱、梁不得使用,及时更换升井维修。
3、按工作面正常使用量的10%准备备用支护材料,支护材料存放于巷道内距工作面50~80m处,专人负责并挂好标志牌。
附图5;工作面支护示意图(平、剖面图)
第四章生产系统
第一节运输
一、运输设备及运输方式
(一)运煤设备及装、转载方式
工作面采用MGTY500/1200-3.3D型双滚筒采煤机落煤,落煤由工作面SGZ-900/1050型刮板输送机输送到运输巷SZZ-900/315型转载机、PCM200型破碎机,至SSJ1200/2×200型皮带输送机后经9#煤煤仓至主井大倾角皮带机到地面。
工作面机头、机尾溢出的煤可通过人工将其装入输送机。
(二)辅助运输设备及运输方式
辅助运输由MPV-MK-ⅢS多用途无轨胶轮车和WCQ-3C、WCQ-5C小型无轨胶轮车来完成,它们可配置多种车箱来完成不同的运输作业,材料及设备直接进入回采工作面。
二、运输路线
1、运煤路线:
回采工作面刮板输送机→转载机→顺槽带式输送机→转载带式输送机→溜煤眼→主斜井带式输送机→地面。
2、辅助运输路线
材料设备从副井通过绞车→井下换装硐室,采用MPV-MK-ⅢS多用途无轨胶轮车和WCQ-3C、WCQ-5C小型无轨胶轮车通过运输顺槽到达工作面。
附图6:
运输系统图
第二节“一通三防”与安全监控
一、通风系统:
(一)风量计算
①按瓦斯涌出量计算
Q采=q瓦×100×K采、瓦/60
式中:
Q采——回采工作面供风量,m3/s;
q瓦——回采工作面绝对瓦斯涌出量,m3/min;
K采、瓦——回采工作面瓦斯涌出不均衡系数,取1.4。
Q采=1×100×1.4/60=2.33m3/s;
②按工作面温度计算
Q采=V采×S采×Ki,m3/s
式中:
V采——采煤工作面适宜风速,m/s,取1;
S采——采煤工作面的平均有效断面积,m2;
Ki——采煤工作面长度系数,取1.35。
Q采=1×11.8×1.35=15.93m3/s;
③按人数计算实际需风量
Q采=4×N/60,m3/s
式中:
N——工作面同时工作的最多人数(按交接班时的最多人数计算为42人)。
Q采=4×42/60=2.8m3/s;
④按风速进行验算
15×S采≤Q采≤240×S采
式中:
S采—采煤工作面的平均有效断面积,m2。
Q采小≥15×11.8=177m3/min=2.95m3/s;
Q采大≤240×11.8=2832m3/min=47.2m3/s;
经验算,回采面的风量均在允许的最低风速和最高风速范围之内。
根据以上计算,采煤工作面的配风量取其最大值为:
Q采=15.93m3/s;
(二)通风路线:
主斜井→9#煤胶带运输转载巷→1101工作面胶带运输顺槽→1101工作面→1101工作面回风顺槽→回风大巷→回风斜井→地面
副斜井→9#煤辅助运输大巷→1101工作面辅助运输顺槽→1101工作面→1101工作面回风顺槽→回风大巷→回风斜井→地面
(三)通风设施:
1、综掘措施巷设2道正反风门;
2、反风巷设2道风门;
3、管子道设调节风门。
二、瓦斯防治
(一)瓦斯检查
1、工作面设兼职瓦斯检查员巡回检查,采煤机割煤时及时监测,进行现场交接班。
2、兼职瓦检员负责对工作面及回风流、上隅角、采煤机前后、支架之间风流吹不到的地点进行瓦斯检查,若发现瓦斯浓度达到1%时,立即停止割煤,停电撤人,进行处理。
3、瓦斯检查牌板应设置在1101工作面回风顺槽距工作面50m附近,检查结果要及时填写。
4、严格掌握风量分配,将工作面实行独立通风,保证工作地点有足够的新鲜风流。
严格保证通风巷道的最低风速。
5、班(组)长、副队长及流动电钳工须携带便携式甲烷检测报警仪,以便随时检查瓦斯浓度。
6、所有下井人员应配带自救器。
(二)瓦斯监测
加强对工作面瓦斯的监测,在上隅角安装瓦斯监测仪一台,距工作面回风巷内不大于10m处安装瓦斯监测仪一台,距回风联络巷口前10m处安装瓦斯监测仪和风速测定仪各一台,瓦斯监测仪应垂直悬挂在巷道上方风流稳定的位置,距顶板不得大于300mm,距巷帮不得小于200mm,瓦斯报警浓度为1.0%,断电浓度为1.5%,断电范围为工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备,复电浓度为1.0%。
三、综合防尘系统
(一)防尘管路系统
工作面、上(下)巷布置有专门的防尘水管,为各用水点供水。
(二)防尘措施
1、巷道内每隔50m必须设三通阀门,以备降尘洒水用。
2、各转载点设降尘喷雾,工作面使用架间喷雾。
3、采煤机内外喷雾,要求喷雾完好不堵塞,雾化程度高。
4、进风巷内距出口50m的地方安设一道净化风流水幕,回风巷内分别距出口30m和100m的位置安设两道净化风流水幕,每道水幕的喷雾头雾化良好,覆盖全断面,两巷水幕均随工作面的推进而向外移动。
5、进入工作面和回风侧工作的所有人员必须佩戴防尘口罩。
(三)隔绝瓦斯、煤尘爆炸措施
1、在工作面回风巷、运输巷、辅助运输巷各安装一组隔爆水袋,隔爆水袋距工作面80~200m。
2、隔爆水袋安装质量要符合《煤矿安全规程》和《防尘规范》要求。
3、严禁同时打开两道风门,防止风流短路,风门前后各5m,不得堆放杂物。
4、采用冲洗巷壁,喷雾洒水等综合措施。
5、严格执行有关规定,杜绝明火发生。
6、井下电器均选用防爆设备,有效地杜绝电器火源。
四、防治煤层自燃发火技术
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- 关 键 词:
- 1101 工作面 作业 规程