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文档简介
编号LTJ2GC2016徐州李堂矿业有限公司掘进工作面作业规程工程名称3C108胶带顺槽编制人区长施工单位掘二工区批准人编制日期2016年4月26日执行日期2016年5月日目录审批意见1规程贯彻学习和考试记录2作业规程补充学习和考试记录3作业规程复查记录4第一章概况1第一节概述1第二节编写依据1第二章地面相对位置及地质水文情况2第一节地面相对位置及邻近采区开采情况2第二节岩层赋存特征2第三节地质构造3第四节水文地质3第三章巷道布置及支护说明4第一节巷道布置4第二节支护设计4第三节支护工艺11第四章施工工艺13第一节施工方法13第二节施工工序14第三节凿岩方式14第四节爆破作业14第五节装载与运输17第六节管线及轨道敷设18第七节设备及工具配备18第五章劳动组织及主要技术经济指标19第一节劳动组织19第二节循环作业20第三节主要技术经济指标21第六章生产系统23第一节通风系统23第二节压风系统28第三节瓦斯防治30第四节防尘系统30第五节防灭火32第六节安全监测系统32第七节供电系统34第八节排水系统34第九节运输系统36第十节通讯系统37第七章安全技术措施37第一节施工准备37第二节“一通三防”管理37第三节顶板管理40第四节爆破管理44第五节防治水管理48第六节机电管理48第七节运输管理52第八节其他56第八章灾害应急措施及避灾路线57第一节灾害应急措施57第二节避灾路线59审批意见同意本规程,并补充以下意见会审单位及人员签字生产部年月日机电部年月日通防工区年月日调度部年月日安监部年月日技术副总年月日通防副总年月日机电矿长年月日生产矿长年月日安全矿长年月日总工程师年月日作业规程学习和考试记录负责人刘春平班次早、中、夜贯彻人付长顺时间年月日参加人员参加人员序号姓名成绩签字备注序号姓名成绩签字备注1刘春平29翟俊光2王次林30宋政亮3王新臣31魏强4刘磊32刘广水5孙振伟33尹富礼6宋静34张银忠7刘春生35渠慎起8张吉宝36冯综合9孙发焕37陈晋才10刘丰沛38胡福增11袁庆雷39翟俊明12焦文助40赵合珍13赵传江41雷桂雨14王凤伟42徐新军15朱福来43张继明16甘信伟44宋兆强17李运强45胡安山18王中原46赵思满19陈德功47李昌峰20孙敦成48褚洪亚21李伟49张洪华22刘艳军50王涛23张玉全51于吉学24王伟52翟子红25张延军53郭厚国26杨学文54黄元峰27房参军55刘永齐28李海军56孙忠田序号姓名成绩签字备注序号姓名成绩签字备注57刘绪才58毕春生59陈兴军60满中贤61王广利62刘文东63于海港64马德海65李伦义66独道磊67杨海林68崔联明69王斌70宋成龙71赵洪刚72王祥涛73刘春节作业规程补充学习和考试记录负责人传达人序号日期姓名成绩签字备注序号日期姓名成绩签字备注122223324425526627728829930103111321233133414351536163717381839194020412142作业规程复查记录作业规程名称施工单位复查时间复查人员签字复查意见第一章概况第一节概述一、巷道名称3C108胶带顺槽。二、掘进目的及用途掘进目的为了形成3C108工作面的通风、运输、管线敷设等生产系统。掘进用途满足3C108工作面的通风、行人、运输、管线敷设的需要。三、巷道设计长度及服务年限3C108胶带顺槽设计总长度约100米。服务年限约8个月。四、预计开、竣工时间开工时间2016年4月。竣工时间2016年5月。第二节编写依据一、设计说明书及批准时间本规程设计依据为煤矿安全规程、煤矿安全技术操作规程、3C108胶带顺槽平、剖、断面图,批准时间为2016年4月。二、地质说明书及批准时间地质说明书名称为3C108胶带顺槽掘进地质说明书,批准时间为2016年4月。三、矿压观测资料根据煤矿安全规程及矿有关规定要求,该施工巷道要进行顶板变形检测和锚杆载荷检测,观测内容、目的及方法见下表。附表一序号观测内容观测目的测试方法1顶板变形监测顶底板移近情况顶板离层仪2锚杆锚固力是否达到设计要求锚杆拉力计顶板离层检测仪在3C108胶带顺槽开门口设置一组,以后巷道每施工50米设置一组,布置在巷道中间,并挂牌管理;迎头配备锚杆拉力计对施工的锚杆及时进行检测,锚杆承载检测每300根检测不少于1组,每组检测顶和两帮各一根,锚杆锚固力每班必须逐根检查。第二章地面相对位置及地质水文情况第一节地面相对位置及邻近采区开采情况附表二地面相对位置及邻近采区开采情况表第二节岩层赋存特征一、岩性及岩层产状此巷道主要穿过C1煤顶板中粗砂岩,成份以石英为主,钙泥质胶结,局部夹粉砂岩薄层,层面具炭质,裂隙发育,厚1127M,一般在17M左右,局部有泥岩伪顶,伪顶易脱落,需加强支护管理;C1煤玻璃光泽,以亮煤为主,次为镜煤、暗煤,为半亮型煤,性催,条带状结构,含少量黄铁矿;C1煤底板为泥岩或砂质泥岩,黑灰色,呈块状,具贝壳状断口,偶见黄铁矿结核,一般不易发生膨胀造成底鼓。水平名称620工程名称3C108胶带顺槽地面标高(米)38米井下标高(米)6419地面的相对位置及建筑物地面相对位置位于工业广场东北部,地表全部为农田。井下位置及掘进对地面设施的影响3C108胶带顺槽北部为3C107工作面胶带顺槽,西南部与3C107轨顺联络巷相连。邻近采区开采情况巷道北侧为3C201工作面采空区;南侧为三角煤采空区。掘进方位5128坡度沿煤层顶板长度(米)100二、瓦斯涌出量、瓦斯等级、地温及地压瓦斯根据附近巷道资料统计绝对瓦斯涌出量为003M3/MIN,含量较小。瓦斯等级2014年矿井瓦斯等级鉴定为瓦斯矿井。地温本地地温为地温正常区。地压本段巷道层位埋藏较深,地压正常。第三节地质构造为单斜构造,倾向北,沿巷道倾角约为10左右,巷道北部靠近DF28断层且根据原东翼三角煤胶带顺槽揭露情况分析,巷道掘进期间预计将揭露多条断层,巷道内顶板条件较差,需要加强支护工作。第四节水文地质水文地质条件简单,预计不会出现大的淋水情况。附图一煤岩层综合柱状图泥岩粉砂岩C1煤细砂岩C2煤泥岩粉砂岩3515434223510919562黑色,条痕为褐黑色,玻璃光泽,块状,半亮型。炭质泥岩,黑色,玻璃光泽,块状,半亮型泥岩,深灰黑色,局部夹粉砂岩薄层灰色,较硬,以长石,石英为主,硅泥质胶结,局部夹泥岩薄层,裂隙面充填方解石及黄铁矿薄膜。泥岩泥岩,深灰色,块状,局部夹粉砂岩薄层,呈水平层理。粉砂岩浅灰色,碎屑成分为石英为主,硅质胶结,具斜层理,夹炭质条纹,比较破碎。灰色,深灰色,裂隙发育,含长石、石英。黑色,条痕为褐黑色,玻璃光泽,块状构造,半亮型,硬质煤。岩石名称柱状120厚度(M)岩层描述3C8胶带顺槽地层综合柱状图中粒砂岩,浅灰,灰白色,少量深灰色,中厚层状,主要砂质成分为石英,长石次之,局部夹泥岩,条带及泥包裹体,含少量炭质接触式钙质胶结,硬度中等。中粒砂岩183第三章巷道布置及支护说明第一节巷道布置3C108胶带顺槽与3C107轨道顺槽联络巷相连,在J点按5128方位角施工长约100米,附图二3C108胶带顺槽平面图第二节支护设计一、巷道断面3C108胶带顺槽设计为梯形断面,支护方式为锚网支护,其断面积为S荒108M2,S净988M2。附图三巷道支护断面示意图单位毫米二、支护方式3C108胶带顺槽采用锚网支护方式。(一)临时支护1、临时支护形式为3根金属前探梁,每根前探梁分别用顶部锚杆和厚度为8毫米的钢板加工成的吊环吊挂;当巷道顶板岩层破碎,掘进后顶板凹凸不平、做前探梁用的钢管很难从吊环中穿过时,为满足前探梁的安全使用,前探梁吊环可用强度不少于300KN的1864圆环链代替,根据顶板凹凸不平的程度,调整圆环链下落长度,以调整前探梁仰俯角,并用板枇结实顶板。前探梁必须均匀布置在巷道的顶板上。放炮后及时前移前探梁,前探梁必须探至迎头,然后紧固吊环,用板枇将钢筋网托起贴紧前探梁上方顶板,然后用木楔将板枇刹紧。2、前探梁的规格数量5根,3根正常使用,2根备用,使用直径3寸、壁厚45毫米的钢管,每根长40米,前探梁间距为800毫米。3、吊环8个,2个备用,均采用厚度不小于8毫米的钢板制作而成。4、板枇8块,2块备用,规格长1000毫米宽200毫米厚50毫米。5、木楔8块,2块备用,规格长200毫米宽80毫米厚50毫米。6、吊环的固定每根前探梁2个固定点,安装顶部锚杆时,预留40毫米的锚杆丝,将吊环用螺母固定在锚杆丝端,将钢管插入吊环内。在前探梁的掩护下进行出矸、打锚杆眼和安装锚杆。支护完整后,进行下一个正规循环时,用同样的方法前移前探梁。附图四前探临时支护平、剖面图示意图板枇钢筋网吊环3寸钢管,长度40米前探临时支护剖面图80AA16080吊环临时支护平面示意图(二)永久支护3C108胶带顺槽采用锚网支护作为永久支护,顶、帮部支护材料为直径18MM、长度2200MM;直径18MM、长度1800MM等强度螺纹钢锚杆,矩形排列,顶、帮部锚杆间、排距分别为800MM800MM、1000MM1000MM。支护时锚杆每孔装一卷CK2370型锚固剂端头锚固,支护应紧跟迎头,前排锚杆距迎头超过500MM时应及时安装锚杆,符合支护要求。采用45MM钢筋加工成的长2500MM宽1200MM钢筋网进行支护。附表三参考选用锚杆参数对比表规格屈服强度(MPA)抗拉强度(MPA)伸长率尾部螺纹承载强度(MPA)直径182200毫米(螺纹钢)33549016杆体极限强度85直径161800毫米(圆钢)23537546025杆体极限强度85锚杆规格(螺纹钢)承载力(KN)锚杆规格(圆钢)承载力(KN)直径18毫米85直径16毫米501、锚杆确定锚杆直径计算D(4Q/T)1/2400588/(3142490)1/20014128米D锚杆最小直径,米T锚杆杆体的抗拉强度,MPAQ锚杆锚固力,一般按经验取6吨合00588MN经计算选择锚杆直径18毫米符合要求。现使用直径18毫米螺纹钢锚杆屈服强度335MPA,抗拉强度490MPA;锚杆屈服强度计算采用直径18毫米螺纹钢锚杆,若达到设计锚固力60KN/根,则锚杆的屈服强度应满足SMINF/S235MPA。SMIN锚杆屈服强度,MPA;F锚杆所受的力,取60KN;S锚杆断面面积,SR,R9毫米;根据MT14622002树脂锚杆行业标准应优先选用屈服强度大于335MPA螺纹钢杆体。另支护规范规定一般情况下,锚杆的长度应大于2倍锚杆间距。2、按悬吊作用理论设计锚杆支护参数锚网支护材料为左旋等强螺纹钢锚杆,锚杆布置方式选用矩形布置,锚固剂为CK2370树脂药卷。按悬吊理论计算锚杆参数锚杆长度计算LKHL1L2式中L锚杆长度,米;H冒落拱高度,米;K安全系数,取K2;L1锚杆锚入稳定岩层的深度,取05米;L2锚杆在巷道中的外露长度,L2托盘高度螺母厚度锚杆外露长度网直径25354012112毫米0112米;F5时HB/2F4/1004米式中B巷道开掘宽度,取B4米;F岩石坚固性系数,取F711,取5;则L2040501121412米锚杆间、排距计算,通常间排距相等,取AA171米HRKQ式中A锚杆间、排距,米;Q锚杆设计锚固力,60KN/根;H冒落拱高度,取04米;R被悬吊岩石的重力密度,取255KN/MK安全系数,取K2;通过以上计算,岩石坚固性系数F5时,顶部选用直径18毫米、长度2200毫米的左旋等强螺纹钢锚杆,帮部选用直径18毫米、长度1800毫米的左旋等强螺纹钢锚杆,顶部锚杆间、排距为800毫米800毫米;帮部锚杆间、排距为1000毫米1000毫米,符合支护要求,最下一排锚杆不大于800毫米。(三)特殊支护(1)在施工过程中当围岩稳定性较差时,容易出现片帮冒顶现象时,放炮前应在迎头顶板打超前锚杆作为超前临时支护,以防止顶板随放炮冒落,锚杆角度向前6070度,锚杆间排距缩小至06米,掘进后必须及时进行永久支护。由于92煤开拓巷道自掘进以来顶板围岩情况不稳定,断层破碎带前后以及硐室等顶板暴露面积较大或压力显现较明显的地点、锚杆不能锚入稳定岩层时,顶部必须采用锚网索作为永久支护,并配合相配套的锚索托盘。每棵锚索装2卷CK2370型锚固剂端头锚固,预紧力不得小于130千牛,锚固力不得小于200千牛。加强锚索采用的型号为SKP178/1860型矿用锚索(配套锁具),直径为178MM钢绞线,抗拉强度为1860MPA,设计承载力320KN,安全系数取2。附表四锚索参数表以下为锚索长度及间、排距计算、锚索长度的确定XX1X2X3025415575米取6米式中X1锚索外露长度,取015025米;X3锚索的锚固长度,取152米;X2锚索的有效锚固长度。全岩稳定顶板X2BB巷道宽度4米。、锚索支护密度NNKYBH/Q226074096/3200563根/米式中B巷道跨度,4米;K安全系数,取2;Y煤岩体积力,2607KN/M3;H巷道松动破碎区高度,米;Q锚索的设计承载力,320KN。、锚索排距NQ/KYBH2320/226074106289米取24米一排。式中N每排锚索确定的根数,取2;Q每根锚索承载力,取320KN;Y煤岩体积力,2607KN/M3;B巷道宽度,4米。K安全系数,经计算取2;H巷道松动破碎区高度,米;当F3时H16B/2F164/23)106米规格(毫米)破断负荷KN屈服负荷KN伸长率L05001000H松弛率强度MPA直径178264626942346455251860、锚索的锚固长度X3X3KDFS/4FC21781860/4101655米取15米式中K安全系数,一般取2;D钢绞线直径,178毫米FS钢绞线抗拉强度,1860MPA;FC锚索与锚固剂的粘结强度,取10、锚索间距085B/N08536/217米取14米式中N每排锚索根数2根B巷道宽度36米通过以上计算,选用直径178毫米、长度6000毫米的钢绞线锚索,理论上每排2根,间距16米,排距24米满足支护要求,当沿煤层掘进时根据岩性可取消锚索。(2)如掘进过程中出现高冒区,冒落范围较小时,可在冒落区两侧施工锚索,锚索必须锚入稳定岩层15米,然后在锚索托梁上方用木枇结实顶板。如冒落范围较大时,可在冒落区两侧顶板完整处的锚杆上上紧吊环,然后将钢管穿过吊环,在吊环上方搭接木垛结实上方顶板。处理高冒区时,可在高冒区下方冒落的煤矸堆上与冒空处之间楔入22公斤/米的钢轨作为撞楔临时支护的顶板,撞楔必须打牢打实,处理冒顶工作必须在撞楔掩护下进行。在掘进过程中,必须仔细检查后路巷道的顶板以及两帮的支护情况,发现有锚杆、锚索失效的现象时,必须立即采取架设工字钢棚加强支护,并编制相应的专项施工安全技术措施。(3)利用锚索本身具有的韧性,在地面将6米长锚索卷成盘状,一般圆盘直径在10M左右,每头使用14铁丝栓牢扎紧后放至矿车中运至工作面,拆解后挂至煤(岩)壁上。锚索只准单根盘放,严禁多根盘成一个圆盘。井下拆解时至少有2名工人操作,必须在支护完好、安全空间较大的巷道内进行,严禁无关人员逗留。(四)工程质量表附表五锚网支护巷道工程质量规定表巷道名称及规格(毫米)项目质量标准(毫米)部分沿煤层断面墙中1900墙脚1900上净宽1900墙中1900墙脚1900巷道净宽0100上净宽1900巷道净高50200巷中2600锚杆锚固力不小于设计值螺纹钢6T锚索锚固力不小于设计值20T锚杆间排距100顶部800800帮部10001000锚杆、锚索角度7590锚杆、锚索托盘外露长度锚杆1040锚索150250顶、帮锚杆顶部锚杆182200帮部锚杆181800网铺设质量搭茬一个网格紧贴岩面搭茬一个网格(100毫米)锚杆距迎头不大于锚杆间排距800工业卫生物料码放整齐、无淤泥杂物第三节支护工艺一、支护材料(一)锚杆及锚固剂全煤巷道顶部锚杆规格为182200毫米,设计锚杆间排距为800毫米800毫米,帮部锚杆规格为181800毫米,设计锚杆间排距为1000毫米1000毫米,锚固剂为CK2370树脂药卷,药卷长700毫米,每根锚杆均用1卷树脂锚固剂固定,锚固长度不少于700毫米,锚固力60KN。锚杆托盘为正方形,规格为长宽150150毫米,用8毫米厚钢板压制成弧形。锚杆与巷道轮廓线夹角不小于75度,托盘必须将钢筋网紧紧压在岩面上,锚杆外露长度为1040毫米。锚杆托盘必须用螺母紧固,预紧力不小于30KN,锚固力不少于60KN。配备锚杆拉力机和扭矩扳手,对锚杆的锚固力及扭矩进行检测。扭矩根根检测,锚固力每300根抽样一组。(二)金属网全煤巷道顶部采用45的钢筋加工的经纬网,钢筋网的规格为1200毫米2500毫米,网格100毫米100毫米,网搭接长度均为100毫米,搭接处用双股14铁丝拧2圈半,连接点要均匀布置,呈三角形连接,间距为200毫米。二、锚杆安装工艺(一)打锚杆眼打眼前,首先按照巷道中腰线严格检查断面规格,对不符合作业规程要求的必须进行处理;打眼前要先仔细检查顶帮围岩情况,找掉活、危岩,确认安全后、方可开始工作。锚杆眼的位置要准确,眼位误差不得超过100毫米,眼向误差不得大于15,满足在7590范围内,尽量做到锚杆杆体垂直巷道轮廓。锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配,打眼时应在钎子上做好标志,严格按锚杆长度打眼,锚杆眼打好后,应将眼内的岩渣、积水清理干净。打眼时,必须在前探支架的掩护下操作。打眼的顺序,应由外向里先顶后帮的顺序依次进行,锚杆眼应打一个锚一个,不得顺层面或裂隙打眼。(二)安装锚杆安装锚杆前,应将眼孔内的积水、岩粉用压风吹扫干净。吹扫时,操作人员应站在孔口一侧,眼孔方向不得有人,把1块树脂锚固剂送入眼底,把锚杆插入锚杆眼内,使锚杆顶住树脂锚固剂,外端头套上螺帽,用带有专用套筒的锚杆钻机卡住螺帽,开动锚杆钻机,使锚杆钻机带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂,直至锚杆达到设计深度对锚固剂进行搅拌,凝胶时间为840秒,再开动锚杆钻机旋转对螺帽进行预紧,等待时间为1060秒,直至托盘紧贴岩面,螺帽无法再旋进时,方可撤去锚杆钻机。(三)安装锚索在保证锚索锚入稳定岩层不低于15米的情况下,根据现场揭露岩性确定好锚索长度,安装锚索。安装锚索前,将178毫米锚索末端套上专用驱动头、拧上导向管并卡牢,然后将两根长700毫米的CK2370树脂锚固剂用钢绞线送入锚索孔底,用带有专用套筒的锚杆钻机卡住驱动头,开动锚杆钻机,使锚杆钻机带动钢绞线旋转将锚索旋入树脂锚固剂,对锚固剂进行搅拌,直至锚索达到设计深度。使用锚杆钻机进行搅拌前,必须用14铁丝在锚索绳驱动头留出200毫米的距离扎紧,搅拌时,一人扶住机头,一人操作锚杆钻机,稳固机头人员必须站稳站牢,其头部不得超过锚索下头,以防止锚索甩出伤人,开锚杆机人员开机前,必须检查锚索绳是否弯曲,如有弯曲必须下移锚杆机或上移锚索绳,待锚索绳保持竖直后,方准边推进边搅拌,且必须前半程用慢速后半程用快速,停止搅拌后,仍要保持钻机的推力约1分钟后方可缩下钻机,待树脂锚固剂凝固1小时后,进行张拉和上托盘工作。张拉锚索使用张拉油缸,张拉时,应使张拉油缸与锚索同轴,并挂好安全链,人员撤开,张拉油缸前不得有人。开泵进行张拉应注意压力表读数,压力由0至设计预紧力逐步分级张拉,达到锚固力200KN或油缸行程结束时,必须迅速换向回程。(三)锚网质量要求1、巷道净高、净宽允许误差为0100毫米。2、锚杆间排距800800毫米,允许误差为100毫米。3、锚杆施工方向垂直于巷道的轮廓面,最小不低于75。4、锚杆托盘贴近岩面,不得松动。5、锚杆外露长度不得超过40毫米,不得低于10毫米。6、锚杆的锚固力不得小于60KN。(四)支护材料每米用量施工中备用材料不少于2天的用量,并在专用料场中挂牌管理,码放整齐。第四章施工工艺第一节施工方法一、巷道开门施工方法施工前由生产部提前标定出巷道的中线,施工过程中严格按照设计位置及中线进行施工。二、巷道施工方法采用钻眼爆破、全断面掘进,锚网支护,每16米为一循环,施工前,首先由外向里对迎头10米范围内的支护进行检查。巷道采用钻眼爆破掘进具体炮眼布置参见炮眼布置三视图,放炮后及时前移前探梁作临时支护,在前探梁掩护下将迎头堆积的矸石耙出,当迎头耙至堆积的矸石高度距顶板22米左右时,开始利用锚杆钻机打顶部锚杆眼、安装顶部锚杆,同时帮部挂网,顶部锚杆安装好后,打帮部锚杆眼、安装帮部锚杆。掘进施工的劳动组织形式为“三八制作业”,三班掘进,一班一个循环,循环进尺16米。第二节施工工序掘进班交接班、安检打眼、出矸装药连线放炮清理顶帮部危岩,顶部挂网,使用前探梁耙迎头打顶部锚杆、帮部挂网、打帮部锚杆、出矸交接班第三节凿岩方式一、迎头配备5台7655型风动凿岩钻机二台备用,配合B22中空六角钢钎杆打眼,风源来自地面压风机房,安装锚杆时使用MQT120/30型锚杆钻机。二、降尘方法采用湿式打眼、爆破采用水炮泥、耙装前洒水、爆破喷雾、爆破前后冲刷岩帮、开放水幕。第四节爆破作业巷道掏槽方式采用楔形掏槽。一、炸药、雷管爆破采用煤矿许用二级乳化炸药,15段毫秒延期电雷管,最末端一节电雷管的延期时间不得超过130毫秒,电雷管必须编号。1段使用于掏槽眼,脚线颜色为灰红;2段使用于第一圈辅助眼,脚线颜色为灰黄;3段使用于第二圈辅助眼,脚线颜色为灰蓝;4段使用于底眼,脚线颜色为灰白;5号段使用于周边眼,颜色为红绿。二、装药结构反向连续装药。三、起爆方式起爆使用FD200型发爆器,巷道爆破采用一次打眼、一次装药、一次爆破的爆破作业方式。附图五炮眼布置图附图六装药结构示意图附表六爆破说明表四、钻爆工艺流程钻眼前准备工具敲帮问顶钻眼检查瓦斯装药连线检查瓦斯撤人设警戒爆破检查瓦斯及顶板、拒爆、残爆等情况撤岗洒水降尘临时支护出矸打顶部锚杆出矸打帮部锚杆附图五炮眼布置图附图六装药结构示意图电雷管炸药粘土炮泥毫米水炮泥、掏槽眼电雷管炸药粘土炮泥毫米、周边眼雷管脚线雷管脚线粘土炮泥160180电雷管炸药粘土炮泥毫米、辅助眼雷管脚线粘土炮泥160不低于50毫米水炮泥不低于50毫米电雷管炸药粘土炮泥毫米、底眼雷管脚线粘土炮泥160水炮泥不低于50毫米粘土炮泥水炮泥不低于5毫米附表六爆破说明书爆破说明书装药量角度水平竖直炮眼名称炮眼编号眼深(米)眼距(米)抵抗线(米)眼数(个)每孔装药量(块)总装药量(块)总装药重量(千克)左(度)右(度)仰(度)零(度)俯(度)爆破顺序连线方式装药结构掏槽眼1518051754203079790辅助眼616160506112223390900底眼35411605505721421909017周边眼173416040518151827880合计4174111串线反向装药第五节装载与运输一、装岩方式3C108胶带顺槽配备一台P60B型耙斗式装岩机。耙装机尾轮的固定位置应高出煤(岩)堆8001000毫米以上。固定楔的紧楔采用废旧风钻钎杆(六角钢)加工,长度为400500毫米,楔体采用直径185毫米的钢丝绳加工,加工成后长度为500800毫米,绳扣采用插接法加工。固定楔深入巷道坚硬岩石实体内的深度不得小于600毫米。耙装机机身上方料槽两侧应安设2道封闭式金属挡绳栏杆和防止耙斗出槽的护栏,挡绳栏与护栏应用锚索和厚度不小于2毫米的钢板加工而成,且长度不小于2米。二、运输方式3C108胶带顺槽施工时,迎头采用一台P60B型耙斗式装岩机搭接皮带接运至主井煤仓,经主井提升上井。第六节管线及轨道敷设3C108胶带顺槽施工中的电缆、风筒均敷设于巷道右帮,风水管路、排水管路敷设于巷道右侧,并吊挂牢固、整齐。电缆钩每隔10米一个,电缆垂度不超过50毫米。风、水管分别采用6米/根的DN100、DN50无缝钢管,无缝钢管要接口严密,临时管路悬挂在底板上12米的位置,不得出现漏风、漏水现象。风水管路每隔50米安装球形截止阀一套,球形截止阀安装位置竖直一致,安装角度为竖直向下呈30角向外,风水管路吊挂点水平间距为4米。水管距迎头25米范围内使用XK13胶管,25米外使用DN50无缝钢管,风管距迎头25米范围内使用RB21934MPA胶管,风、水胶管通过分风、分水器与风、水钢管相连,钢管要随工作面的推进及时延长,以备迎头正常用水、用风。风筒要环环吊挂,风筒口距迎头不大于5米。第七节设备及工具配备附表七设备及工具配备情况表序号设备工具名称型号规格功率单位数量备注1局部通风机FBD56/211211KW台2备用1台2耙斗式装岩机P60B30KW台13气腿式凿岩机7655台5备用2台4气动锚杆钻机MQT120/32台3备用1台5G10型气镐G10台2备用1台6开关QBZ80台2耙装机、水泵7水泵75KW台1第五章劳动组织及主要技术经济指标第一节劳动组织劳动组织形式为“三八制作业”,三班掘进,一班一个循环,循环进尺16米。附表八劳动组织表出勤人数班次工种合计备注打眼工3339爆破工1113皮带机司机2226电钳工1113班长2226文明施工1113耙装机司机1113跟班区长1113合计12121236第二节循环作业为保证正规循环作业的完成,人员必须按劳动组织的人员配备,合理安排工序,工序和工序之间尽量做到交叉进行,平行作业,以充分利用工作时间,提高工时利用率。附表九正规循环作业图表第三节主要技术经济指标附表十技术经济指标表顺序项目单位指标备注1每班在册人数人122每班出勤人数人103出勤率834循环进度米165效率米/工0166月循环个数个757月进度米1208循环率839炸药消耗公斤/米14910雷管消耗个/米2711锚杆消耗根/米1512树脂药卷块/米1513钢筋网/3314菱形金属网/33第六章生产系统第一节通风系统3C108胶带顺槽施工过程中,采用压入式通风,局部通风机安设在3C107轨道顺槽探煤巷架棚处的新鲜风流中,采用双风机双电源。一、掘进工作面风量计算按照瓦斯、二氧化碳绝对涌出量计算Q掘1100Q掘K掘10000326(M3/MIN)式中Q掘单个掘进工作面需要风量,M3/MIN;Q掘附近掘进工作面回风流中瓦斯绝对涌出量003M3/MIN,工作面的回风流瓦斯浓度在000002;K掘掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数。一般可取1520,此处计算取2。100掘进工作面回风流中瓦斯浓度不超过1所换算的常数。按二氧化碳绝对涌出量计算需要风量时,可参照瓦斯绝对涌出量计算方法进行。Q掘167Q掘K掘6700618724M3/MINQ掘附近掘进工作面回风流中二氧化碳绝对涌出量006M3/MIN,工作面的回风流瓦斯浓度在002004;K掘掘进工作面二氧化碳涌出不均衡系数。一般可取1520,此处计算取18。67掘进工作面回风流中二氧化碳浓度不超过15所换算的常数。按照风速、温度计算掘进工作面需要风量Q掘260V掘S掘MAXK温60025988101482M3/MIN式中V掘局部通风机供风巷道内最低允许风速,M/S;此处最低风速取025M/SS掘MAX局部通风机供风巷道的最大净断面积掘进工作面因出现断层、高冒、地质构造造成巷道断面积增大的除外988M2;K温局部通风机供风巷道空气温度调整系数;附表十一K温掘进工作面空气温度调整系数掘进工作面空气温度()配风调整系数18201002023100110232611012526281251428301416按掘进工作面同时作业人数计算需要风量每人供风量4M3/MINQ掘4N41248M3/MIN式中N掘进工作面最多人数;按一次爆破炸药使用量计算需要风量每千克炸药供风量25M3/MINQ掘410A药(M3/MIN)10111111式中A药一次爆破炸药最大用量,111KG。按风速进行验算岩掘进工作面的最低风量(Q岩掘)Q岩掘15S岩掘(M3/MIN)式中S岩掘岩掘进工作面的断面积988M2Q岩掘岩巷掘进工作面需风量1482M3/MIN;岩煤巷道最高风量,Q掘分别送至通防工区、调度部、机电部,通防和调度部接到后,负责监测装置的安装、调试和维护工作。2、安全监控设备安装调试正常工作后,移交使用单位管理,使用单位的跟班班组长按规定负责甲烷传感器的移挪、保护,防止损坏传感器。3、监控系统必须保持正常运行,进行连续监测。每月至少对各种温度及开关开停传感器调试、校正一次,每7天必须对使用标准气样和空气样对甲烷传感器调校一次,每7天必须对甲烷超限断电功能进行测试,保证传感器灵敏可靠,时时处于完好状态。4、风机要在距离迎头分别不超过100米(全岩巷道)或60米(半煤岩巷或全煤巷道)处安装风筒传感器,确保正常工作并在地面显示。距工作面5米和开门点向里1015米范围内必须悬挂便携式甲烷检测报警仪,并正常使用。其报警浓度大于或等于08,断电浓度大于或等于10,复电浓度小于08,断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。5、甲烷传感器必须垂直悬挂在风筒的另一侧,并且距巷道顶部不得大于300毫米;距侧壁不得小于200毫米。6、必须安装瓦斯电闭锁装置,实现瓦斯超限自动报警断电。7、安全监控设备的供电电源必须取自被控制开关的电源侧,拆除或改变与安全监控设备关联的电气设备的电源线及控制线,检修与安全监控设备关联的电气设备,需要安全监控设备停止运行时,须报告矿调度室,并制定安全措施后方可进行。8、安全监控设备发生故障时,必须及时处理,在故障期间必须有安全措施。9、通防工区瓦检员应每天检查安全监控设备及电缆是否正常,使用便携式甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测仪与甲烷传感器进行对照,并将记录和检查结果报监测值班员;当两者读数误差大于允许误差时,先以读数较大者为依据,采取安全措施并必须在8小时内对2种设备调校完毕。10、被控设备开关的负荷侧应设置馈电状态传感器。11、施工单位必须及时安装电缆吊挂钩,每隔35米安装临时吊挂电缆钩(橛)至迎头不大于5米。监测电缆敷设按煤矿安全规程第468条、第469条执行,并按其原文向有关人员传达贯彻。第三节顶板管理一、必须严格按照本作业规程中巷道支护说明和质量规定表中的要求进行巷道支护和验收。二、锚网支护工必须经过专门培训、考试合格后方可上岗。支护工必须掌握作业规程中规定的巷道断面、支护形式和支护技术参数和质量标准;熟练使用作业工具,并能进行检查和保养。三、每班开工前必须要由跟班区长、班长对迎头10米范围的支护质量、顶板情况进行全面的检查,有不合格的立即进行整改,否则严禁向前施工,确认安全后方可进入迎头作业。四、在支护前和支护过程中要严格执行敲帮问顶制度,及时找掉悬矸危石。敲帮问顶必须按下列规定执行(一)应有两名有经验的人员进行此工作,一人敲帮问顶,一人观察顶板和退路。敲帮问顶人员应站在安全地点,观察人应站在找顶人的侧后面,并保证退路畅通。(二)敲帮问顶应从有完好支护的地点开始,由外向里,先顶部后两帮依次进行,敲帮问顶范围内严禁其他人员进入。(三)必须用长把工具进行敲帮问顶,并应防止煤矸顺杆而下伤人。(四)顶帮遇有大块断裂煤矸或煤矸离层时应首先设置临时支护,保证安全后再顺着裂隙、层理找掉悬矸危石,不得强挖硬刨。五、严禁空顶作业,最前一排锚杆距迎头的距离不得大于500毫米;靠近掘进工作面10米内的支护,在爆破前必须检查。正确使用好前探梁,每班放炮后,安全检查处理完毕必须及时将前探梁探到迎头,上方用木枇背实顶。六、掘进过程中如遇围岩较破碎的破碎带,放炮后有冒落危险时,可打超前锚固力高的超前锚杆,锚杆角度向前倾斜6070度,以防顶板随掘进冒落。掘进后必须及时打正式锚杆,必要时可先喷射3050毫米混凝土封闭、加固围岩,然后在打正式锚杆。七、锚杆必须严格按规定的间排距施工,顶板锚杆眼应打一个锚一个,打锚杆眼时应保证锚杆角度与巷道轮廓线垂直,不得顺层面或裂隙打眼。八、打锚杆眼时必须由外向里进行;同排锚杆先打顶眼,后打帮眼。九、安装锚杆时,每孔装一卷树脂药卷,用锚杆顶住药卷推入眼底,利用锚杆钻机带动锚杆旋转搅拌锚杆药,锚杆药固化前,不要使杆体移位或晃动,尤其是在安装顶部锚杆时更应该注意,锚杆安装后5分钟前不得给锚杆预紧力,更不能拧紧。十、锚杆托盘必须紧贴在岩面上,锚杆托盘不得松动。十一、锚杆必须按规定做拉力实验。凡经检查锚固力达不到规程要求60KN的必须重新补打。十二、软岩使用锚杆支护时,应采用全长锚固。十三、在锚网喷支护中,当围岩稳定性较好,采用先锚后喷的方式;当围岩不稳定,顶板破碎、易风化、易冒落时,首先及时喷射不少于3050毫米厚的混凝土封闭围岩,紧接着打锚杆挂网复喷到设计厚度十四、前探吊环每移动一次,都要检查它的结构牢固情况,有无裂纹、开焊、损坏等,发现问题要及时更换。十五、锚杆必须用机械或力矩扳手拧紧,确保锚杆的托盘紧贴巷壁。十六、每班安装的锚杆要符合安装程序,锚固力达到设计要求,否则重新补打。十七、顶板锚杆在做拉力试验时,在被拉锚杆周围打设23棵点柱顶牢顶板方可做拉力试验,做完拉力试验紧固好托盘后方可回掉点柱。十八、安装的托盘要与围岩、煤帮接触严密,严禁在托盘后充填木片、碴子等杂物,托盘、螺母要上紧上牢,锚杆外露长度1040毫米。十九、处理掘进工作面冒顶事故的措施1、当掘进工作面发生冒顶事故时,首先应将人员撤至安全地点,清点人数,及时向调度部汇报冒顶地点、性质、有无人员被埋等情况,然后在指定地点待命。调度部接到报告后,应立即通知矿领导、值班人员、救护队及其它有关单位人员,到调度部集合待命。2、出现小型冒顶事故时,由跟班区长现场指挥进行处理,较大的冒顶事故(高度超过800毫米,长度超过1000毫米的冒顶)必须制定专项措施进行处理。3、抢救冒顶区埋人时,现场必须有专人指挥,救护人员必须熟悉掌握冒顶前的征兆,并遵守秩序,动作迅速。现场必须指派有经验的人员观察顶板,发现有再冒顶的危险时,应先撤出救护人员,等冒顶稳定后再进行抢救,避免扩大事故伤亡。4、处理冒顶事故应在冒顶区顶板基本稳定后进行。先由外向里逐段检查顶板的完好情况,边维护顶板边清除堵塞物,在确保退路畅通和顶帮安全的前提下,尽快接近堵人部位进行抢救。如冒顶区太大或顶板无法控制时,可在附近安全处开掘通向埋人地点的专用巷道,抢救人员。5、如果冒顶后,堵人处风量不足,应利用局扇、钻孔或通风管向事故区供风,并指派专人负责检查灾区的有害气体浓度,防止事故区内有害气体超限或氧气浓度降低,致使人员中毒或窒息死亡。6、顶板沿煤壁冒落,矸石块度比较破碎,遇险人员靠近煤壁位置时,可采用沿煤壁由冒顶区从外向里掏小洞,边支护边掏洞,可架设梯形棚维护顶板,直到把遇险人员救出。7、工作面冒落范围比较小,矸石块度小,比较破碎,并且继续下落,矸石耙一点,漏一点时,救护人员可采用撞楔法处理,控制好顶板。8、如果工作面两头冒落,把人堵在中间,采用掏小洞和撞楔法穿不过,可采用另开巷道的方法,绕过冒顶区或危险区将人员救出。9、抢救冒顶区埋人时,耙运煤(矸)时应特别小心,防止工具碰伤被埋人员。在保证安全的前提下,小心地把遇难者身上的煤矸搬开,将人员救出。如果矸石块大,无法搬开,可用橇杠、千斤顶等工具将大块矸石抬起来,用木柱或木垛等撑牢,再将人员抢救出。注意不可用镐刨或用锤砸击,严禁用爆破的方法处理。10、遇难人员被救出后,应先小心抬到安全地点进行检查。如果遇难人员身上有外伤时,应脱掉或剪掉他的衣服,先止血,缠上绷带;如果遇难人员受伤较重或有骨折,只要条件允许要按骨折伤员处理方法先包扎固定,然后正确搬运送医院治疗。11、如遇难人员已窒息失去知觉,或停止呼吸但时间不长时可将其放平躺下,解开衣服和腰带,撬开嘴,取净嘴和鼻孔内的煤渣,用毛巾拉出舌头,进行人工呼吸或苏生供氧。12、遇难人员临时处理应由医务人员或熟悉救护知识的人员进行,以免因处置不当,加重遇难人员伤势或导致其死亡。13、处理大面积冒顶事故时,应制定专门的安全技术措施,现场指定专人负责处理。二十、处理冒顶事故时防止二次冒顶及人员抢救恢复通风的措施1、发生冒顶事故后,处理冒顶事故应在冒顶区顶板稳定后进行。2、处理冒顶事故时,必须从顶板完整、支架完好的地点开始,由外向里,边加强支护,边处理冒顶。加强支护或新掘进巷道的支护,必须用刚性材料,棚距视压力情况不应大于05米。3、处理冒顶事故时,必须严格执行敲帮问顶制度,顶板和两帮冒落空洞必须在围岩稳定情况下用木垛接实。4、处理冒顶事故时,必须由两名有经验的工人操作,且迎头工作人数最多不超过两人,并另有一人在其侧后方观察顶板和支架情况。发现顶板掉渣、响动、支架变形等压力显现征兆时,及时撤出迎头人员至安全地点,待压力稳定后,再由压力稳定区逐步向里加强支护,处理冒顶。5、处理冒顶事故时,维护原有巷道或新掘进巷道的断面应尽量缩小,以能顺利抢救人员、设备为原则,尽量减小因维修巷道或新掘巷道引起的围岩应力失衡,减小二次冒顶的可能。6、处理冒顶事故时,现场必须保证供应足够的支护材料和处理工器具。7、冒顶区内埋人时,必须立即查清被埋人数和可能被埋区域,采取一切可能的办法救人。8、当被埋人员的区域可以基本确定时,应选取最短路线维护或新掘巷道,接近该区域抢救人员。当被埋人员的区域不能确定时,应从冒顶区的两侧维护或新掘巷道,逐步搜索。9、抢救被埋人员时,必须仔细观察附近轨道、钢管和其他可以传声物体有无求救信号,以便于确定被埋人员位置。10、发生冒顶事故时,被堵或被埋人员应保持冷静,应尽可能躲入躲避硐室或巷道、工作面煤壁,不要大喊大叫,过多消耗体力和冒顶区内的空气,并敲打轨道、管路等发出求救信号。11、抢救冒顶区内埋人时,必须认真观察冒顶区内的情况,维护或新掘的巷道支护必须可靠,发现被埋人员时,应用手耙开冒落的煤矸,抢救人员,并采取可靠措施维护好被埋人员上方的顶板,防止有煤块或岩块滚落伤人,防止二次冒顶埋人。12、冒顶区域通风中断时,首先应尽可能的向冒顶区域供风。供风前,必须观测冒项区域的有害气体浓度,供风时,风量应由小逐渐加大。在此过程中,应随时观测空气中的有害气体浓度。13、恢复冒顶区域通风时,如果冒顶区域内有被埋压的供水管路或供风管路,可通过管路用压风机向冒顶区域内供给新鲜空气。如果冒顶区域内有害气体浓度超限,应加大供风量,将有害气体稀释到安全浓度以下。14、因冒顶而造成巷道通风不良形成盲巷的地点,必须立即装设局扇进行恢复通风,恢复通风时必须指派两名瓦检员间隔35米入内,相互交替向前检查巷道内的瓦斯及氧气浓度,检查时要时刻观察附近的巷道支护和顶板巷帮,进行敲帮问顶,当瓦斯浓度不超过08及其他有害气体浓度不超过规程规定时,可直接由通风工逐节向里延接风筒恢复通风,并及时处理巷道中不安全隐患;如瓦斯浓度超过08或其它有害气体超过规程规定时,须按照排放瓦斯的有关规定制定专门的措施进行瓦斯排放,直至恢复通风。第四节爆破管理一、掘进工作面所有爆破人员,包括爆破、送药、装药人员,必须熟悉爆炸材料性能和煤矿安全规程有关规定。二、爆破工必须依法在指定培训单位进行专门技术培训并经考试合格取得特种作业人员资格证书后,方可持证上岗。爆破工必须是专职的。三、爆破工必须熟悉爆破器材的性能和煤矿安全规程中有关条文的规定。四、接触爆破材料的人员应穿棉布或其他抗静电衣服,严禁穿化纤衣服。五、爆破工下井前要领取符合规定的发爆器和爆破母线等,不符合规定的发爆器材不准下井使用;下井时必须携带便携式甲烷检测仪;必须严格执行爆破器材领退等管理制度。六、本掘进工作面必须按下列规定选用炸药、雷管、发爆器、爆破母线等(一)炸药必须使用取得产品许可证,有煤矿安全标志的、安全等级不低于二级的煤矿许用炸药。(二)雷管必须使用取得产品许可证的煤矿许用毫秒延期电雷管,使用时最后一段的延期时间不得超过130毫秒;严禁使用不通电和电阻不合格的电雷管;不同厂家生产的或不同品种的电雷管不得掺混使用。(三)发爆器必须统一管理、发放,定期校验发爆器的各项性能参数,并进行防爆性能检查,不符合规定的严禁使用。本工作面使用的发爆器型号为FD200。(四)爆破母线1、爆破母线必须使用符合标准的绝缘双线。2、严禁使用轨道、金属管、金属网、水或大地等当作回路。3、爆破母线与电缆、电线、信号线应分别悬挂在巷道两侧;如果必须挂在同一侧时,爆破母线必须挂在电缆等线的下方,并应保持03米以上的间距。4、爆破母线必须由里向外敷设,其两头在与脚线、发爆器连接前必须扭结短路。5、爆破母线的敷设长度为直线段不小于100米;弯巷或有躲避硐时不小于75米。6、巷道掘进时,爆破母线必须随用随挂,以免发生误接;严禁使用固定母线放炮。七、严格火药管理,炸药和雷管必须分别放在专用的木制箱内,并加锁管理,钥匙由爆破工随身携带严禁乱扔乱放;炸药和雷管箱必须放在顶板完好、支护完整、避开机械电器设备及通风良好的安全地点,每次放炮前都必须把炸药和雷管箱放到警戒线以外的安全地点;放炮员必须严格执行爆破材料领退制度,当班剩余的爆破材料交回药库。八、不得使用过期或严重变质的爆炸材料。不能使用的爆炸材料必须交回爆炸材料库。九、爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆炸材料箱内,并加锁;严禁乱扔、乱放。爆炸材料箱必须放在顶板完好、支架完整,避开机械、电气设备,不潮湿的地点。爆破时必须把爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。十、装配引药必须按下列规定(一)安全的从成束中抽出单个雷管。从成束的电雷管中抽出单个电雷管时,应当先将电雷管脚线理顺,然后用一只手攥住电雷管尾端,另一只手将电雷管管体放在手中心,大拇指和食指捏住管口一端脚线,用力均匀的将电雷管抽出。不得从成束的电雷管中手拉管体,硬拽脚线,或者手拉脚线,硬拽管体。抽出单个电雷管后,必须将其末端扭结。(二)装配引药必须在顶板完好、支护完整、避开电器设备和导电体的地点附近进行,严禁坐在爆破材料箱上装配引药。(三)装配引药必须防止电雷管受震动、冲击,防止折断脚线和损坏脚线绝缘层。(四)电雷管必须由药卷的顶部装入,严禁用电雷管代替竹、木棍扎眼。电雷管必须全部插入药卷内,严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。(五)电雷管插入药卷后,必须用脚线将药卷缠住,并将电雷管脚线扭结。十一、装药前应进行以下检查(一)必须检查巷道内的瓦斯浓度,严格执行“一炮三检”制度。(二)必须检查炮眼布置是否符合爆破图表的要求,并用扫眼器将炮眼内的水及岩(煤)粉冲净以防炸药受潮造成瞎炮。(三)经检查,掘进工作面发现下列情况之一时,不准装药1、巷道支护不完整,有悬矸、危岩、等危险状况时。2、装药地点20米范围内风流中瓦斯浓度达到08时。3、炮眼内发现有温度骤高骤低,炮眼出现塌陷、裂缝,有压力水,瓦斯突增等异状时。4、工作面风量不足或局部通风机停止运转时。5、装药地点有片帮危险时。6、发现瞎炮未处理时。7、检查工作面通风情况,如果发现风量不足时8、炮眼内发现异状,温度骤高骤低,有显著瓦斯涌出。9、炮眼内煤、岩粉未清除干净时。10、发现炮眼正在缩小、坍塌或有裂缝时。十二、装药应遵守下列规定(一)必须按照本作业规程爆破说明书规定的各号炮眼装药量、起爆方式进行装药。各炮眼的雷管段号必须与爆破说明书规定的起爆顺序相符合。(二)装药时要一手拉脚线,一手拿木制或竹制炮棍将药卷轻轻推入眼底,用力要均匀,使药卷紧密相接。药卷装完后要将两脚线末端扭结。(三)本掘进工作面均采用反向起爆方式即先装引药,引药及所有药卷的聚能穴都朝向眼口;严禁将引药加在两段药卷中间。(四)硬化的炸药在使用前应用手揉松,
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