下合煤业切眼扩帮作业规程.docx
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下合煤业切眼扩帮作业规程
目录
第一章概况-1-
第一节概述-1-
第二节编写依据-1-
第二章地面位置及地质情况-2-
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况-2-
第二节煤(岩)层赋存特征-2-
第三节地质构造情况-3-
第四节水文地质情况-4-
第三章巷道布置及支护说明-5-
第一节巷道布置-5-
第二节矿压观测-5-
第三节支护设计-6-
第四节支护工艺-7-
第四章施工工艺-14-
第一节施工方法-14-
第二节凿岩方式-14-
第三节装载与运输-15-
第四节管线及轨道敷设-16-
第五章生产系统-16-
第一节通风-16-
第二节压风系统-18-
第三节瓦斯治理…………………………………………………………-18-
第四节综合防尘-19-
第五节防灭火-19-
第六节安全监控-21-
第七节探放水-22-
第八节通讯和信号-22-
第六章劳动组织与主要技术经济指标-23-
第七章安全技术措施-25-
第一节一通三防-25-
第二节顶板-27-
第三节防治水-28-
第四节机电-29-
第五节运输-32-
第六节其它-34-
第八章灾害应急措施及避灾路线-34-
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称:
本作业规程掘进的巷道为:
15101开切眼扩帮。
二、掘进目的及用途:
将已有15101切眼扩帮达到回采工作面生产系统要求,满足15101回采工作面的通风、行人、运输及管线敷设的需要。
三、巷道设计长度及服务年限
巷道设计长度:
15101开切眼扩帮80m
四、预计开、竣工时间
本作业规程所施工巷道自2015年5月开工,预计2015年6月竣工。
第二节编写依据
本规程主要依据山西王家峪下合煤业地质说明书。
15101工作面施工图及补充勘探地质报告,通风与防尘是由通风室提供的,供电系统及设备是由山西王家峪下合煤业设备处及一矿机电队提供,其它根据《煤矿工人操作规程》、《煤矿安全规程》、《煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法》及相关法律、法规和具体实际情况。
第二章地面位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
1、地面标高:
+935—+975
2、井下标高:
+658—+680
3、地面的相对位置建筑物:
待掘巷道穿越区域地表为下合村西、花豹拐村东,高山、耕地、荒草地,地表无民房及其它建筑物。
4、井下相对位置对掘进巷道的影响:
本次扩帮巷道为此区域内首采工作面,所以掘进扩帮期间没有任何影响。
5、邻近采掘情况对掘进巷道的影响:
此巷道位于一采区首采工作面,在掘进扩帮区域中无其它施工地点,所以施工区域没有影响。
第2节煤(岩)层赋存特征
1、煤层:
井田内15号煤层总体呈向北西倾斜的单斜构造,走向北东,倾向北西,倾角40-130,煤层厚度3.11-3.80m,平均3.37m,结构较简单,一般含夹矸1-2层,夹矸最大厚度0.35m,为全区稳定可采煤层。
2、顶板:
直接顶板为泥岩,厚度6.76-6.80米,平均6.79米,泥岩抗压强度在17.6~20.0MPa之间,平均18.7MPa,抗拉强度0.5~0.6MPa,平均0.6MPa,为较软岩,属易冒落的松软顶板。
3、底板:
底板以泥岩为主,厚度2.00-3.48,,平均2.74m,泥岩抗压强度22.0~24.0MPa,平均22.7MPa,抗拉强度0.6~0.8MPa,平均0.7MPa,属较软岩。
二、煤层瓦斯、煤尘情况
1、根据瓦斯预测报告提供的数据,预计该巷瓦斯绝对涌出量为0.14m3/min,瓦斯相对涌出量为0.84m3/t。
2、根据山西省煤炭工业局综合测试中心试验结果,15号煤煤尘具有爆炸危险性,自燃等级为Ⅱ类,属自燃煤层。
第三节地质构造情况
一、区域构造
襄垣矿区大地构造位置处在我国东部新华夏构造体系第三隆起带的中段,即太行山隆起带,太行山隆起带系一西缓东陡的大型复背斜隆起。
北段逐渐往北东弯曲,南段往南西乃至往西扭转,总体延伸方向为北20°-30°东。
它与其他隆起带和沉降带彼此平行,并呈雁行排列。
而且这种排列关系,不仅表现在一级构造带各段主轴的排列方位上,其二、三、四级的隆起与拗陷、褶皱与断裂也往往形成这种雁行式的多字型排列。
二、井田构造
井田位于沁水煤田中翼东部边缘,沾尚~武乡~阳城北北东向褶皱带东翼,武乡洪水区范家岭向斜东翼,受区域构造控制,井田总体呈向北西倾斜单斜构造,煤层走向北东,倾向北西,倾角4°-13°。
井田发现两条正断层,未发现陷落柱。
井田内未揭露陷落柱及岩浆岩侵入体,井田地质构造复杂程度为简单类。
第四节水文地质情况
一、水文地质类型:
15号煤层直接充水含水层主要为为K2、K3、K4灰岩裂隙含水层,单位涌水量为0.004L/s,属弱含水层;井田南部原枣林煤矿采空区内富积大量采空积水,积水量约75781m3,对本巷道安全掘进没有影响。
二、涌水量:
15号煤层涌水量主要为顶板渗水,目前矿井正常涌水量为8m3/h,最大涌水量为10m3/h,根据相邻巷道掘进涌水量,预计本巷道开掘后工作面正常涌水量为2m3/h,最大涌水量为2.4m3/h。
三、相邻矿井采空区对本矿影响:
井田北部与山西王家峪煤业有限公司相邻,东部与山西太行王家峪村煤业有限公司相邻,西部部为公共资源。
据调查:
山西王家峪煤业有限公司2、3号煤层采空区很小,且位于其井田东部,与本井田相距较远,其采空区对本井田无影响,15号煤层已进行了部分开采,已开采地段为原井田东部,与本井田首采工作面相距较远(500m外),其采空区对本井田无影响。
山西太行王家峪村煤业有限公司采空区主要位于其井田西部、中部、南部和东部,该矿采空区有3处积水,总积水量为23215m3,其中西部采空区积水对本井田有影响,与本采区相距起过500m,无局部地点涌水。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
一、15101回风顺槽(第二段)与15101切眼已有巷道贯通后开始扩帮,沿15号煤层顶板布置,预计巷道顶板标高变化在658m-680m之间。
二、方位角及坡度:
方位角为90°,平均坡度为7°,长度80米。
三、巷道断面:
矩形断面
表1巷道断面特征表
项目
切眼净断面
扩帮净断面
宽(mm)
高(mm)
断面(m2)
宽(mm)
高(mm)
断面(m2)
规格巷道布置图:
7000
3500
24.5
2.5
3500
8.75
第二节矿压观测
1、观测对象:
15101工作面开切眼锚杆加锚索支护巷道。
观测内容:
巷道顶板离层量,顶、底板相对移近量,锚杆锚固力。
2、观测方法:
巷道每隔50米设一组测点,每10天观测一次,以观测巷道顶板离层量,顶、底板相对移近量,锚杆锚固力检测。
巷道每100米安装一组顶板离层指示仪,以观测锚杆支护巷道顶板离层量。
3、数据处理:
对观测数据进行整理分析,并存入该巷道施工内业中备查。
当顶、底板移近量大于300mm或顶板离层量达200mm时必须采取备棚等措施处理,如锚杆失效,进行补打锚杆。
第三节支护设计
一、巷道断面:
15101开切眼为断面矩形:
锚杆、锚索支护,掘进切眼断面净宽7m,高度见顶见底,大约高度3.5m。
已有巷道宽为4.5m,需扩帮2.5m,扩帮断面:
8.75m2。
二、支护设计
(一)、支护方法
根据目前的情况,结合已施工锚网巷道的经验数据,采用工程类比法进行该面锚杆支护设计。
(二)、类比工程的选择与比较
15101开切眼采用单体液压支柱、锚网索加钢带支护。
(三)、15101开切眼支护设计
根据施工的成功经验,在现有的支护强度下应尽可能增加有效断面,以满足支架安装、通风、行人、生产及安全的需要。
为此15101开切眼巷道断面(宽×高)为7m×3.5m。
断面积为24.5㎡,15101开切眼顶板设计为:
锚网索+钢带+单体液压支柱。
15101切眼扩帮前,先在巷道离右帮2m处打设一排带帽单体液压支柱加强支护,柱间距为1m,柱帽规格200mm*200mm*1200mm,单体液压支柱规格Φ100*3500mm。
扩帮时滞后工作面10m距煤壁2.2m,柱间距为1m,再加打一排单体液压支柱。
巷道布置示意图(见附图一)
第四节支护工艺
一、支护设计依据:
依据《山西下合煤业有限公司矿井兼并重组整合初步设计》。
二、临时支护方式:
掘进工作面采取前探梁支护方式。
1、临时支护方法:
工作面割、运煤后,要对工作面顶板进行临时支护,作业人员必须在临时支护的掩护下方可进入工作面作业,在靠近工作面最后一排与第三排永久支护的锚杆上安装两排四个吊环,吊环间排距为1600mm×1600mm,吊环上悬挂前探梁,前探梁为φ79mm的钢管,长3.2m,然后将前探梁伸入工作面空顶区,把顶网与钢带联接好后铺在前探梁上,完成临时支护。
2、临时支护平面(见附图二)
三、永久支护方式及材料
1、支护方式:
采用锚网索支护,配合使用钢带。
2、支护材料:
①锚杆:
顶锚杆采用φ20mm的高强度螺纹钢锚杆,长2.0m,托盘:
150mm×150mm×10mm高强度正方形金属托盘,配合配套的高强度螺母。
帮锚杆采用φ130×2000mm的玻璃钢锚杆,长200mm,尼龙网1.8×2.6m,托盘:
φ20×2000mm高强度树脂托盘,配合配套的高强度树脂螺母。
②锚索:
采用φ15.24mm的锚索,长6.3m;
③网片:
顶网采用冷铁丝φ4mm,网片规格1000mm×2000mm;金属网格为100×100mm,帮网采用尼龙网,网片规格2600mm×1800mm;
④钢带:
采用φ10mm的螺纹钢焊制钢带;
⑤锚固剂:
采用2360和2335树脂锚固剂。
3、扩帮时,回收的支护材料及扩帮所需支护材料、设备必须按规定分类存放在指定地点,码放整齐,挂牌管理。
四、永久支护参数及要求
1、巷道支护参数
a、巷道顶部支护参数
项
目
支护
方式
顶锚杆参数要素
锚索参数要素
网
片
排列
方式
间排距
(mm)
长度
(m)
直径
(mm)
锚深
(mm)
外露
长度
(mm)
排列
方式
间排距
(mm)
直径
(mm)
长度
(m)
要
求
锚网索
矩形
800
2.0
φ20
2000
=50
一字
1500*1600
φ15.24
6.3
铁
丝
网
b、巷道帮部支护参数
项
目
支护
方式
玻璃钢锚杆参数
网片
排列
方式
间排距
(mm)
长度
(m)
直径
(mm)
锚深
(mm)
外露
长度
(mm)
要
求
锚网
三
花
800
1.5
φ20
2000
=50
尼龙网
2、支护要求
(1)锚杆、锚索布置方式:
锚杆矩形布置,锚索一字布置。
(2)顶锚杆锚固长度950mm,单孔使用锚固剂2个(2335+2360,超快)。
(3)帮锚杆锚固长度350mm,单孔使用锚固剂1个(2335,超快)。
(4)锚索锚固长度1550mm,使用锚固剂3个(2360+2360+2335,超快)。
(5)顶锚杆采用直径28mm岩石钻头,帮锚杆采用28mm煤钻头。
(6)孔深要求:
锚孔深1950~1970mm。
(7)锚杆外露出螺母长度不大于50mm,锚索露出锁具长度在150-250mm。
(8)顶锚杆锚固力不小于70KN,帮锚杆锚固力不小于30KN,锚索锚固力不小于150KN,锚索张拉预紧力不小于100KN。
顶锚杆的扭力矩不小于100N·M,帮锚杆的扭力矩不小于60N·M。
(9)锚杆间排距误差±100mm,锚索间排距误差为±100mm。
(10)网与网之间搭接不小于100mm,采用铁丝联接牢固,200mm联一次,扭接不得小于2圈半,网片铺设要求靠帮靠顶、拉直拉紧。
(11)基岩掘进质量标准:
毛巷掘进允许误差断面≥100㎜。
(12)支护前应将所用支护材料及工具准备齐全。
(13)支护必须由班长统一指挥,3名支护工协作进行,先进行敲帮问顶,然后再开始支护。
(14)支护过程中,班长要指定专人负责观察顶板、围岩,防止出现意外事故伤人。
(15)上尺上线标定锚杆眼位置,正常情况下必须打在设计的方框内,如果出现冒顶、片帮等特殊情况,锚杆要打在可以有效控制顶、帮的适当位置上。
(16)锚杆眼方向与层面夹角严格按设计角度布置。
(17)最大控顶距为1200mm,最小控顶距为400mm,锚杆应紧跟掘进迎头及时支护,严禁空顶和超控顶作业。
3、永久支护平面示意图(见附图三)
四、锚杆安装工艺
1、打锚杆眼:
(1)、首先要认真敲帮问顶,及时用长柄工具找掉危岩,确认安全后方可进行工作。
打眼时必须在临时支护下进行作业。
(2)、打眼前,要根据中腰线检查巷道断面的规格是否符合设计要求。
不符合要求时,必须处理。
(3)、打锚杆眼使用煤电钻进行打眼。
(4)、打眼深度为1.50m,锚杆外露长度不大于50mm,与煤壁尽量垂直,夹角不小于75o。
打完钻眼后,要将钻眼内的煤粉或岩粉清理干净。
(5)、打眼应按由外向里、先顶后帮的顺序进行。
2、安装锚杆:
(1)、安装锚杆前,先用锚杆插入锚孔内试探锚杆眼深度,看孔深是否符合要求,孔深不够时,应重新打眼达到要求为止。
(2)、安装锚杆时,先将药卷套入锚杆底部,然后将其推入锚孔内,用捣药管捣实。
(3)、药卷捣实后,依次安装木垫板,铁托盘,上螺母,此时不可拧紧螺母,待1小时后用扳手拧紧螺母。
(4)、锚杆的托盘要紧贴煤或岩壁,如煤或岩壁不平时,先用手镐找平,再安装锚杆。
(5)、锚杆的锚固力不得低于5吨。
五、巷道、支护质量要求
1、掘进巷道宽度:
掘进中(边)线至一帮距离-50到+250㎜为合格,0到+200为优良。
2、锚杆间、排距允许偏差±100㎜,锚杆孔深度允许偏差0到-50㎜。
锚杆方向与井巷轮廓线(或岩层层理)角度≤15°
3、锚杆外露长度,露出托盘≤50㎜。
4、锚杆安装质量:
合格:
安装牢固,托板基本紧贴壁面,不松动。
优良:
安装牢固,托板紧贴壁面,末接触部位必须楔紧。
5、锚杆扭距:
顶锚杆扭距不得小于100Nm;帮锚杆扭距不得小于60Nm。
6、顶锚杆锚固力不得小于70kN;帮锚杆锚固力不得小于30kN
7、锚杆锚入煤(岩)体后锚杆端部严禁扳弯,再安装托板、托盘。
8、巷道顶板及两帮铺设金属网,金属网要拉紧,不得出现网兜,如出现网兜,需将网兜浮货放出,并重新补好网。
六、安装锚索
(一)、锚索安装参数
1、施工设备:
风钻
2、施工技术参数:
锚索:
φ15.24×6300mm
钢带:
4000mm
托盘:
φ300mm×300mm×16mm钢板
树脂药:
3卷/根
间排距:
间距1600mm,排距1600mm。
外露:
≤300mm
(二)、安全操作技术措施
1、施工前操作人员学习本措施并在施工中认真落实。
2、锚索支护工要熟悉锚索支护原理,锚索结构及主要技术参数;熟悉作业地点环境,能够熟练使用支护工具,熟练所有使用工具性能,结构和工作原理,并能够排除一般故障,并做好使用前后的检查和保养。
3、严格按设计参数布孔,对不安全或措施不完善的地点必须先处理后施工。
施工地点空间高度控制在3-3.5米以内,保证安全作业。
4、作业前必须做好以下检查:
(1)、工作面通风。
照明情况是否良好。
(2)、检查施工地点支护状况,严防片帮、冒顶伤人。
5、开钻前要认真检查所使用工具。
6、开钻前由验收员或班长点出打锚索眼的位置。
7、钻眼时,要时刻注意顶板的变化情况,对再生浮石必须及时处理。
8、钻眼时,要注意观察钻进情况,有异常时,必须马上闪开,防止断钎伤人。
9、使用的各种机械工具5米内不得有闲杂人员。
司机必须在有掩护地点操作。
10、更换钻杆时,主、副手必须密切配合,做好监护工作,禁止单人作业。
11、上钢丝绳时,将木塞堵住孔下口并固定牢固,防止钢丝绳脱落伤人。
12、送药卷前必须用锚索疏通锚索孔,送药卷时要注意防止弄破药卷皮。
13、安装锚索搅拌时间不少于60秒,保证锚固质量。
14、打锚索眼时钻要支稳,开钻时要慢,防止操作把伤人。
15、安装锚索时操作转速要均匀防止锚索甩伤人,托盘密贴岩面,锚索头要压紧不能松动。
16、使用切锚、紧锚等相关压力工具时,使用前必须仔细检查所使用设备及联结工具、液压管路等,防止其伤人。
17、作业地点前后15米必须设置专人警戒,严禁有人进入作业地点。
司机必须站在有掩护地点作业。
防止液压管路等相关物件伤人。
18、作业时,禁止触摸设备的转动部位,禁止用湿手直接按压电气开关。
19、严格执行现场交接班制度,交清当班所有使用机具情况及其它安全事项。
最大最小控顶距平面示意图(见附图四)
第四章施工工艺
第一节施工方法
1、15101开切眼采用掘进机掘进。
2、巷道将采用掘支顺序作业;扩帮时,以15101回风顺槽向15101运输顺槽掘进(切眼外侧),掘进断面2500×3500mm(宽×高),最终形成15101开切眼全断面。
3、工作面采用胶带输送机运输。
第二节凿岩方式
一、施工方式
1、设备配备:
EBZ—135掘进机。
2、工艺流程:
敲帮问顶→检查及准备工作→掘进机割煤出货→敲帮问顶→打锚杆眼→安装锚杆→锚杆打压→打设单体液压支柱→进入下一循环作业。
3、掘进机截割顺序(见附图五)。
第三节装载与运输
一、装载
掘进机刷扩巷道时,由掘进机装载部自行装载。
二、运输
采用一台DSJ-80/40×45型胶带机运输转载到15101回风顺槽胶带运输机。
(一)、运煤:
1、运煤设备:
机组装载机、桥式转载机一部、SGW-40型刮板输送机。
2、运煤线路:
工作面→15101回风顺槽→15101运输顺槽→15101一采区胶带巷→煤仓→主斜井→地面。
(二)、运料:
1、运输设备及轨道:
一吨矿车、平板车、轨道(18kg/m)和11.4kw调度绞车。
2、运料线路:
地面→主斜井→井底车场→一采区轨道大巷→
15101回风顺槽→切眼工作面
第四节管线敷设
一、管线
在掘进巷道施工中,电缆敷设在人行道一侧,电缆钩固定在腰线以上0.8m处,每隔3m一个,电缆垂度不超过50mm。
监控线、风筒、水管布置在非人行道一侧。
供水管路使用3寸钢管,距工作面30m范围内使用1寸胶管。
第四章生产系统
第一节通风
15101回风顺槽与切眼贯通后形成全风压通风,无需局扇供风。
通风系统示意图(见附图五)
第二节压风系统
一、压风设备
由地面两台LG132G-8空压机(一备一用)供给工作面所需压缩空气,送至工作面的有效风压不低于0.8MPa,采用4寸与2寸管道铺设到迎头50m左右,并随着工作面的推进而及时向前延伸。
二、压风路线
压风管路:
地面压风机房→主斜井→胶带大巷→15101回风顺槽→15101开切眼
三、压风自救、供水施救系统
1、压风自救要安装在地点宽敞、支护良好没有杂物堆积的人行道侧,其人行道宽度保持在0.8m以上。
2、压风自救装置的供风支管距底板1.4m,压风自救装置吊挂在巷道的帮上,用卡子固定。
3、每个自救袋的滤芯必须把下面的螺丝上紧,调整滤芯使供风量为0.1~0.3m3/min(7~10s把自救袋充满气),不能出现滤芯松动现象。
4、压风自救管路铺设要求牢固平直,接头严密不漏风,气源接头处要有总阀门,便于压风自救装置的维护。
5、每组压风自救装置的横(竖)短支管连接处用生料带连接,不得用其他物品代替,不能有漏风现象。
6、压风自救装置下面不得存放任何物料,其手柄方向与巷道方向平行。
7、供水施救水源来自地面静压水池,供水施救装置与压风自救装置配套使用。
四、使用压风的要求
(1)工作面至少设两处供风阀门,以便续接压风管。
(2)压风阀门开启前,应与工作面工作人员联系好,把钢编管固定牢固后方可开启,防止突然送风时钢编管伤人。
(3)开启压风阀门时,应缓缓加大,以满足使用为准。
(4)工作面停止工作时应及时关闭压风阀门。
(5)压风自救装置要定期检查,保证能正常使用。
第三节瓦斯治理
1、严格执行瓦斯检查制度,瓦斯检查员每班至少检查三次瓦斯、二氧化碳浓度,每次检查结果填写在瓦斯检查牌板和记录手册上,并通知现场工作人员,及时了解工作面有害气体状况。
班组长利用便携式甲烷检测报警仪随时检查瓦斯浓度,坚决做到瓦斯超限不作业。
2、工作面风流中瓦斯浓度≥0.8%时,必须停止作业,工作面风流中瓦斯浓度≥1.2%时,必须停止工作,撤出人员,切断电源,进行处理;电动机或电气设备附近20m以内风流中瓦斯浓度≥1.2%时,必须停止运转,撤出人员,进行处理。
3、对于煤层松软或破碎地带,要及时采取措施,防止顶板冒落。
第四节综合防尘
一、供水方式:
静压式供水
二、供水路线:
地面静压水池→主斜井→井底车场→联络巷→一采区回风大巷→15101运输顺槽→15101回风顺槽→15101切眼工作面。
三、掘进机内外喷雾必须良好可靠,喷雾压力必须达到《规程》要求。
四、15101进风顺槽静压洒水管路每隔50m安设三通一个。
五、距工作面50m,需安设全断面水幕一道,所辖范围内的转载点安设独头喷雾一道。
六、放炮前、后对工作面30m范围内的巷道周边进行冲洗。
七、在距掘进工作面100-200m处设置隔爆水袋,水量为200L/m2,水袋间距为1.2m-3.0m,长度不得小于20m。
八、隔爆水袋必须封闭巷道全断面
九、定期冲洗巷道,清扫巷道积聚的粉尘。
第五节防灭火
1、15#煤层在长期掘进过程中无发生自燃现象,防火重点是电缆、机械摩擦和人为火灾。
2、在巷道中机电设备处设置一组防火沙箱及灭火器。
防火沙箱装沙量不得小于0.2m3、灭火器(8kg)放置2个。
3、防火水源来自巷道中防尘管路。
第六节安全监控
一、安全监测仪的安装种类和数量
矿通风监控采用KJ101型矿井监控系统,监控仪电源电缆,用660V供电时使用4芯电缆。
15101开切眼应安设一台专用馈电开关,一台监控基本分站,两台GJC4瓦斯传感器(T1、T2),一台馈电传感器(KD),一台开停传感器(KT),一台风筒传感器(FT)。
二、安装位置及要求
1、T1安设在距工作面5---10米的地方;T2安设在距回风口10---15米。
2、瓦斯传感器应垂直悬挂,距顶板不大于300mm,且距巷帮不小于200mm。
3、KT卡在东轨道大巷局扇开关负荷侧。
4、KD卡在工作面馈电开关负荷侧。
5、风筒传感器安设在距工作面不得大于20米的范围内。
三、报警点、断电点、断电范围:
1、报警点:
T1CH4≥0.8%T2CH4≥0.8%
2、断电点:
T1CH4≥1.2%T2CH4≥0.8%
3、复电点:
T1CH4<0.8%T2CH4<0.8%
4、
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