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文档简介
采煤工作面设计 v集团公司区域性瓦斯治理 v突出采煤工作面及保护层工作面 v设计报审管理规定 一、凡满足下列条件之一者,采面设计应报集团公 司审查: (一)突出区域采煤工作面。 (二)开采保护层的工作面。 二、设计原则 v(一)突出区域采煤工作面设计必须满足煤矿瓦斯抽 放规范 (AQ1026-2006)、煤矿瓦斯抽采基本指 标(AQ1027-2006),严禁留有瓦斯抽放钻孔空白带 ,设计中要将防突及瓦斯治理工程和措施前移,做到采 掘前治理,同时要体现强化支护和释放地应力并举、优 化设计和优化采掘布署并举的设计思路。 v (二)保护层工作面设计必须满足保护层开采的 相关管理规定,并通过瓦斯抽采、应力释放等手段解放 被保护层。 v (三)突出区域采煤工作面及保护层工作面设计 内容分别按采煤、掘进两个阶段编制。 三、设计依据 v 突出区域采煤工作面及保护层工作面设计必须有下 列资料为设计依据: v (一)经集团公司批准的采区设计。 v (二)区域性瓦斯治理规划。 v (三)经单位技术负责人批准的地质说明书。 v (四)煤层突出危险性鉴定报告及煤与瓦斯突出区域 划分报告。 四、设计说明书主要内容 v (一)设计工作面概况:包括工作面位置、垂深、范 围、地表概况,邻近煤层、采区、工作面的关系,区内 煤层赋存状况及地质概况,工作面设计采长、设计能力 等。 v (二)危险源及有害因素分析,包括瓦斯、煤尘、水 害、地温、矿压、地质构造等。 v (三)简要分析说明工作面回采对地面建筑物、水体 的影响。 v (四)设计采用的采掘工艺,并说明回采期间设备列 车布置位置及支架、采煤机初步选型。 v (五)瓦斯涌出量预测 v (六)巷道设计:说明巷道开口位置及施工顺序,详 细说明设计巷道的断面、支护形式及支护材料,简要介 绍巷道布置思路及各种参数选择的依据。 v(七)各系统设计说明中要包括下列内容: v 1.主运输系统设计 v 2.辅助运输系统设计 v 3.通风系统设计(包括掘进及回采期间的通风系统) v 4.供电系统设计 v 5.供水及综合防尘系统设计 v 6.排水系统设计 v 7.监测监控系统设计,包括顶板监测设计 v 8.压风自救系统设计 v 9.防灭火系统设计 v 10.通讯系统设计 v 11.采面液压系统设计 v 12.采面照明系统设计 v 13.降温系统设计(地温高于煤矿安全规程限定值时必须有 此内容 v(八)专项设计: v 1.防突专项设计 v 设计中要分掘进和回采两个阶段分别进行防突设计 v 2.瓦斯抽放设计 v 工作面瓦斯抽放要分巷道掘进期间抽放、工作面采前预抽、工 作面回采期间抽放三个阶段分别设计。 v 3.水害防治专项设计 v (九)安全技术措施: v 阐述工作面掘进及回采期间需要采取的主要安全技术措施,综 合分析采面瓦斯对掘进及回采造成的影响以及采用瓦斯综合治理措 施后达到的预期效果。 五、其它要求 v (一)设计中要推广新技术、新工艺、新装备、新材 料,充分体现科技兴矿的思路。 v (二)设计中要考虑煤质问题,尽量减少断层等构造 对煤质的影响。 v (三)设计说明书中要附工作面巷道布置图、巷道断 面图、通风系统图、供电系统图等相关示意图,尽量用 图表的方式表达出设计意图。 采煤工作面设计说明书 第一章 工作面概况及危险源分析 v第一节 工作面概况 v 一、采面概况 v 二、煤层赋存情况 v 三、地质构造 v 四、顶底板岩性 v 五、水文条件 v 六、瓦斯 v 七、地表情况 第二节 危险源分析及采掘工艺、采面生产能力 确定 v 一、危险源分析 v 1、顶板 v 2、水害 v 3、煤层自燃 v 4、瓦斯 v 5、煤尘 二、采掘工艺 (一)回采工艺 根据工作面的地质构造、煤层务存条件确定适合的回采工艺 1、落煤的方式与装备选择 2、装煤装备的选择 3、运煤 装备的选择 4、支架选型 5、工作面支护形式 6、端头支护 7、顶板管理 (二) 掘进工艺 新开巷道均采用炮掘。 三、采面生产能力确定 QLDmC 式中: Q-工作面日生产能力,t/d L-工作面长度, m D-工作面日推进度,m m-煤层平均采高,m -煤的容重,t/m3 C-工作面回采率,中厚煤层取0.95。 第二章 工作面工程 第一节 工作面巷道布置 第二节 巷道断面及支护 第一节 工作面巷道布置 工作面巷道布置的方式大致有四种: 一、机轨分煤岩巷布置 二、机轨双岩巷布置 三、机轨合一巷布置 四、机轨双煤巷布置 第二节 巷道断面及支护 v 一、巷道的断面形状 v 巷道断面形状的选择,主要应考虑巷道所处的位置及穿过的围 岩性质、巷道的用途及服务年限、选用的支架材料和支护方式、巷 道的掘进方法和采用的掘进设备等因素。 v 二、巷道断面尺寸 v 1、巷道净宽度 v 2、巷道净高度 v 3、巷道净断面面积 v 4、巷道掘进断面面积 v 三、支护 v 现在多采用锚网支护和锚网索联合支护。 第三章 工作面各生产系统 v 第一节 主运输系统 v 第二节 辅助运输系统 v 第三节 通风系统 v 第四节 供水及综合防尘系统 v 第五节 排水系统 v 第六节 通讯系统 v 第七节 监测监控系统 v 第八节 压风自救系统 v 第九节 防灭火系统 v 第十节 采面液压系统 v 第十一节 采面照明系统 第一节 主运输系统 一、主运输设备的选择 1、工作面输送机的选择 2、机巷转载机 、输送机 的选择 3、皮带下山输送机的选择 二、出煤系统 已15-13330采面生产系统示意图 回采工作面己1513330机巷己三扩大皮带上山己三中 部运输平巷己三采区煤仓。 第二节 辅助运输系统 矿已15-13330采面辅助运输系统: 己三大巷己三轨道上山三片己三扩大上部运输平巷己三 扩大轨道上山风巷片盘己1513330风巷采面。 见矿已15-13330采面生产系统示意图 v生产系统示意图 第三节 通风系统 一、掘进工作面风机选型 1、工作面机巷、风巷 1)按瓦斯涌出量计算: Q掘100Qgk 式中: Q掘采面需风量, m3/min; K瓦斯涌出不均匀系数,1.52.0; Qg瓦斯绝对涌出量,m3/min ; QgqT日/540 式中:T日日出煤量,t/日; 2)按最大炸药用量计算: Q掘=(7.3725)A 式中: A一次最大炸药用量,kg 3)按同时工作最多人数计算: Qc4N 式中: N掘进工作面同时工作最多人数 4)、按风速验算: 15S掘Q掘240S掘 式中: S掘巷道掘进断面 二、采煤工作面风量计算: 1、按瓦斯涌出量计算: Qc100QgK 式中: Qc采面需风量, m3/min; K瓦斯涌出不均匀系数,1.21.8; Qg瓦斯绝对涌出量; 8各种抽放量总和,m3/min; 2、按劳动气象条件计算: QcQkKtKhK1 式中:Qk基本风量,一般取330 Kt工作面温度系数,Kt=at-b,工作面温度在2026 时, a=0.1,b=1.24, Kh采高系数,KhCH 式中:C支护方式系数,综采取1.0;M采高;采面有效 支护断面系数,掩护式支架0.550.6 。 K1采面走向长系数,1000m以上时,取1.11.4 3、按同时工作最多人数计算: Qc4N 式中: N工作面同时工作最多人数。 根据以上三种计算,取最大值 4、按风速验算: Qmax=460SminK Qmin=1/460SmaxK 式中:Smax、Smin为最大、最小有效通风面积 K-有效断面积系 数 若QmaxQcQmin ,则符合规定 第四节 供水及综合防尘系统 v一、供水系统 v1、采面主要用水点 v(1)机风巷净化水雾、洒水灭尘 v(2)泵站用水量 v(3)转载点、架间喷雾 v(4)煤机冷却、喷雾 v(5)输送机冷却水 Q =(Q1+Q2+Q3+Q4+Q5)K v 式中: K水量备用系数取1.2 v2、供水管径 v Dp=4Q/(3600Vp) 式中:VP水速 v二、综合防尘系统 v 1、防尘管路利用供水管路,每50m安设一个三通阀门。 v 2、掘进及回采期间,各转载点要设喷雾;风、机巷各安设两 道净化水幕,距工作面60200m处安设隔爆水棚。 v 3、采面每隔10架设一个洒水喷头。采煤机按规定安设内外喷 雾。 v 4、个人佩戴防尘口罩。 第六节 通讯系统 v 泵站列车、输送机机头、转载机机头、机尾分别设 置电铃、信号装置。小绞车运输设置声光信号装置。工 作面刮板输送机安设信号的间距不超过15米。 v 按照煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出防治细则 及煤矿安全规程第213条、第478条之规定,须安 设电话地点: v 1、机巷转载机头; v 2、风巷切眼往外100m处; v 3、瓦斯抽放泵站; v 4、机巷外口; v 5、乳化液泵站。 第七节 监测监控系统 v一、瓦斯检测 v1、掘进期间 v 风巷上掘进机,司机必须佩戴便携式甲烷监测报警仪。 v 巷道在掘进期间需安设两个甲烷传感器,报警值为0.8%,断电 值为0.8%。其具体位置分别位于: v (1)距掘进工作面5m处; v (2)巷道回风口以里1020m处。 v2、回采期间 v 采煤机司机必须佩戴便携式甲烷监测报警仪。 v 采面回采期间,一般需要安设4个甲烷传感器,报警值均为0.8% ,断电值均为0.8% v 其位置分别是: v (1)风巷里口(距回采工作面1015m); v (2)风巷外段(风巷回风道以里约1020m); v (3)采面(距上出口15m); v (4)机巷(距采面510m); v 机巷、采面、风巷所有高、低压电源必须由一个变压器引出 ,若2个甲烷传感器中有一个超限,都必须切断所有电源。 v二、顶板监测 v 掘进期间,风机巷原则上每隔3050m布设一个顶板离层观 测仪、一个巷道帮顶位移观测站。及时掌握巷道压力变化、巷道 变形情况,以便调整支护参数或合理确定二次支护时间。 第八节 压风自救系统 v一、压风自救风量和风压要求: v 风压不小于0.4MPa,风量不低于Q=K1K2(K1、K2 为漏风系数与备用系数) v二、压风自救管选择 v三、压风自救站设置 v 1、掘进期间:每隔50米安装一组压风自救,最后一 组压风自救距掌子头2540米,压风自救安装在支护良 好且无杂物处,安装高度距离巷道底板1.61.8米。 v 2、回采期间: v (1)机巷安装一组压风自救,安装位置机巷切眼外 100m处 v (2)风巷 v 1、在切眼往外2540m处安装一组压风自救。 v 2、在回风口以里5m处安装一组压风自救。 v 3、在风巷每组绞车处安装两个压风自救。 v四、压风自救管理 v 施工单位指定专人对压风管路进行检查,确保管路不漏气及压 风自救完好,并及时移动压风自救,保证压风自救与掘进工作面保 持合适的距离,要对气水分离器进行及时的放水和排油,保证管路 的畅通和风流的清洁。 第九节 防灭火系统 v 采面煤层为自燃煤层 时,需采取防灭火措施。 v一、采空区注浆 v 、日注浆量 QJ=(Qt+QS)M v 式中: QJ日注浆量,m3; v Qs日注浆水量,m3; v Qt日注浆土量,m3; v M泥浆制成率; v QS=KSQt v 式中: KS水量备用系数,m3; v Qs日注浆水量,m3; v 浆水比的倒数; v Qt=KmLHC v 式中:K注浆系数;m煤层采高,m;L日推进度,m; H-采面倾斜长度,m;C-回采系数。 第十节 采面液压系统 v 1、泵站开关列车设置在工作面机巷车场(车场距采 面下出口不大于300m),不影响机巷正常通风、行人等 ,泵站列车放置地点保证支护完好。 v 2、乳化液泵站向采面敷设供液管(32mm)、回 液管路(50mm)各一趟,在采面下端头供、回液管路 分别安设一个三通分别向采面液压支架和乳化液钻机供 、回液。在供、回液管路的采面上、下端头和采面中间 各设置一个截止阀以备检修和急用。 第十一节 采面照明系统 v 按照规程第473条规定,在采面、机 巷转载点、机头硐室设固定照明,其中采 面照明灯间距不得大于15m。 第四章 专项设计 v v 一、防突设计 v 二、瓦斯抽放设计 v 三、水害防治专项设计 第一节 防突设计 v一、工作面掘进期间防突措施: v 1、风巷 v 风巷在掘进期间沿空送巷,按突出威胁工作面管理,采取连续 预测的防突管理方案。 v每5m预测一次,预测孔深7m,预测不超允许进尺5m。 v 2、机巷 v 1)直接执行防突措施 v 2)效果检验 v 3)巷帮卸压孔 v 4)前探孔 v 5)机巷预抽巷穿层孔 二、工作面回采期间的防突措施: v 1)执行前探、卸压、抽放、注水孔 v 2)预测预报 v三、安全防护 v (一)、压风自救 v 1、压风自救的安装与调试与管理 v (1)、压风自救风量和风压要求:风压不小于0.4MPa,风量 不低于Q=K1K2 (K1、K2为漏风系数与备用系数)。 v (2)、掘进期间:每隔50米安装一组压风自救 ,个数不少于 5个,最后一组压风自救距掌子头2540米,个数不少于15个,压 风自救安装在支护良好且无杂物处,安装高度距离巷道底板1.6 1.8米。 v 回采期间:风巷在风巷切眼往外2540m处安装一组压风自 救,在回风口以里5m处安装一组压风自救。同时在风巷每组绞车 处安装两个压风自救。机巷安装一组压风自救,安装位置机巷切 眼外100m处。 v (3)、压风自救管选用无缝钢管,对破损的压风管必须更换 或进行相应的处理,保证不漏气。 v(4)施工单位指定专人对压风管路进行检查,确保管路不漏气及 压风自救完好,并及时移动压风自救,保证压风自救与掘进工作 面保持合适的距离,要对气水分离器进行及时的放水和排油,保 证管路的畅通和风流的清洁。 v (二)、防突反向风门的设置 v 防突反向风门严格按防突细则第95条规定进行设置 v (三)、避难硐室设置要求 v 当巷道需要设置避难硐室时,严格按防突细则第97条 以及集团公司100号文件的要求进行设置。 v (四)、放炮管理 v 采用远距离放炮时,放炮地点应设在进风侧反向风门之外或 避难所内,放炮地点距工作面的距离不得小于300m。放炮员操纵 放炮的地点,应配备压风自救系统或自救器。回风系统的采掘工 作面及其他有人作业的地点,都必须停电撤人,放炮30min后, 方可进入工作面检查。 第二节 瓦斯抽放设计 v一、概况 v二、抽放瓦斯的必要性 v三、抽放系统的选择 v四、瓦斯抽放系统管径选择 v五、瓦斯抽放泵的选择 v六、建立扩大泵站 v七、泵站供电、排水的确定 v一、概况 v 综合鉴定采区的突出情况,划分采面突出危险等级。 v二、抽放瓦斯的必要性 v 1、工作面可以供给的风量 Qg = 60LHv v 式中: L最小控顶距,m v H采高,m v 有效断面系数 v V 规程允许的最高风速,m/s v 2、采面瓦斯涌出量预测 v (1)相对瓦斯涌出量 Qa=(Wa-Wc)(L-Lh)/L v 式中: Qa 工作面相对瓦斯涌出量,m3/t; Wa开采煤 层原始瓦斯含量,m3/t; Wc残存瓦斯量,m3/t,一般取煤层 瓦斯含量的10% 15% ;L工作面采长,m ;Lh 机、风 巷排放瓦斯带的总宽度,m 。 v(2)绝对瓦斯涌出量 Qy=QaA/1440 v 3、工作面所需风量计算 Qb=100QyKw v 式中: Kw工作面瓦斯涌出不均衡系数 v 根据上述计算出的结果,若工作面的需风量远大于可以供给的 风量,根据规程第145条规定:一个采煤工作面的瓦斯涌出量 大于5 m3/min或一个掘进工作面瓦斯涌出量大于3 m3/min,用通 风方法解决不合理时,必须建立地面永久瓦斯抽放系统或井下临时 抽放系统。 三、抽放系统的选择 v (1)本煤层抽放系统 v (2) 机巷预抽巷穿层孔抽放系统 v (3) 抽排巷抽放系统 v三、抽放系统的选择 v 1、通风方法可以解决的瓦斯含量 Wb=2460Qg C /(100A Kw)+Wc v 式中: Wb通风方法可以解决的瓦斯含量,m3/t; v C 规程允许的最高瓦斯浓度; v Qg工作面可以供给的风量,m3/min ; v A 工作面日产煤量,t; v Wc残存瓦斯量,m3/t,一般取煤层瓦斯含量的10% 15% v Kw瓦斯涌出不均衡系数 v 2、煤层抽放可以解决的瓦斯含量 v 采面机风两巷各敷设一趟抽放管,抽放煤层钻孔 ,煤层抽放 可解决瓦斯含量 We=kWa v 式中: We本煤层抽放可解决瓦斯含量,m3/t; v Wa开采煤层原始瓦斯含量, m3/t ; v k 预抽率 v 3、机巷预抽巷穿层孔抽放可以解决的瓦斯含量 v 根据机巷预抽巷穿层孔抽放参数,计算机巷预抽巷抽放可解 决瓦斯含量 Wg=1440Wt/A v 式中: Wt 抽放瓦斯纯流量 ,m3/min ; v A 工作面日产煤量,t; v 4、通风、本煤层、机巷预抽巷穿层孔抽放解决瓦斯含量合计 W=Wb+We+Wg v 根据上述计算结果,用通风方法、本煤层及机巷预抽巷穿层 孔抽放合计可解决的瓦斯含量小于煤层本身的瓦斯含量时,采面 回采时有必要采取其他抽放瓦斯措施。 v 5、抽排巷.抽放 v 抽排巷抽放需要解决的瓦斯含量 Ws = Wa- Wb- We- Wg v四、瓦斯抽放系统管径选择: v 1、煤层抽放管径选择 v (1)煤层抽放混合流量计算 v 煤层抽放,百米钻孔抽放量按Qb计算,取成孔率K: v 1)、机巷布置n1个钻孔,总长度L1米,封孔长Lf1米,则抽 放纯流量 Q1= (LK - Lf 1 n1 )/ 100Qb v 抽放瓦斯浓度为a v 则 Qc1= Q1/a v 2)、风巷布置n2个钻孔,总长度L2米,封孔长Lf2米,则抽放 纯流量 Q2=(L2 K - Lf2 n2 )/ 100 Qb v 抽放瓦斯浓度为a v 则 Qc2= Q2/a v 3)本煤层总抽放混合流量:Q纯=Qc1+ Qc2 v(2)抽放管径的选择: v 1)机巷、风巷抽放混合流量 Q1、 Q2,则: v d = 0.1457 v 式中: d 管道内径, m; v Qc 混合流量,m3/min, v v 管内瓦斯流速, m/s v 计算出d值,选取内径大于d的钢管作为煤层机巷、风巷的抽 放支管 v 2)本煤层总抽放混合流量Q纯 ,则: v d = 0.1457 v 式中: d 管道内径, m; v Qc 混合流量,m3/min, v v 管内瓦斯流速 ,m v 计算出d值,选取内径大于d的钢管作为煤层抽放主干管 。 v2、机巷预抽巷抽放管径选择 v 1)机巷预抽巷抽放混合流量计算 v 机巷预抽巷抽放瓦斯纯流量为Q,瓦斯抽放浓度a,则抽排巷 混合流量为 Qc= Q/a v 2)机巷预抽巷抽放管径的选择 d = 0.1457 v 式中: d 管道内径, m; v Qc 混合流量,m3/min; v v 管内瓦斯流速, m/s v 计算出d值,选取内径大于d的钢管作为抽排巷抽放主干管。 v3、抽排巷抽放 v 1)抽排巷抽放需要解决的绝对瓦斯涌出量 Qc =WsA / 1440 v 2)若抽排巷抽放浓度k计算,混合瓦斯流量为: Qc“ = Qc /k v 由公式d ” = 0.1457 v 算得d值 选取内径大于d的钢管作为抽排巷抽放主干管 v五、瓦斯抽放泵的选择: v 1、抽排巷抽放阻力计算 v 1)摩擦阻力 Hm=9.81Q2L/(KD5) v 式中: Hm 管路摩擦阻力,Pa; v Q 瓦斯流量,m3/h ; v 混合瓦斯对空气的密度比; v L 管路长度,m; v K 系数; v D 瓦斯管内径,cm; v 4)抽放泵的负压 Hp=(Hc+Hh)Kb v 式中: Hp泵的额定抽放负压,kPa; v Hc管路沿程阻力,kPa; v Hh孔口负压,kPa; v Kb泵的备用系数; v 5)抽放泵的额定流量 Qp=Qc/(Ch)Kc v 式中: Qp泵的额定流量,m3/min; v Qc抽放地点抽放量,m3/min; v C泵入口处瓦斯浓度; v h泵的机械效率; v Kc备用抽放量系数; v 根据计算得出的额定负压HP,额定流量Qp,对照瓦斯泵性能参 数表选取适合的抽放泵 。 v2、本煤层抽放系统抽放瓦斯泵选择 v 1)本煤层抽放瓦斯 v 1)摩擦阻力 v 机巷、风巷煤层支管摩擦阻力与煤层主干管摩擦 阻力的计算公式 Hm=9.81Q2L/(KD5) v 式中: Hm 管路摩擦阻力,Pa; v Q 瓦斯流量, m3/h; v 混合瓦斯对空气的密度比; v L 管路长度,m; v K 系数; v D 瓦斯管内径,cm; v 计算出机巷煤层支管摩擦阻力Hm1,风巷煤层支管 摩擦阻力Hm2,煤层主干管摩擦阻力Hm3。 则摩擦阻力为:Hm= Hm1+ Hm2+ Hm3 2)局部阻力Hf 3)管路总阻力:Hc=Hm+Hf 4)抽放泵的负压 Hp=(Hc+Hh)Kb v 式中: Hp泵的额定抽放负压,kPa; v Hc管路沿程阻力,kPa; v Hh孔口负压,kPa; v Kb泵的备用系数; v5)抽放泵的额定流量 Qp=Qc/(Ch)Kc v 式中: Qp泵的额定流量,m3/min; v Qc抽放地点抽放量,m
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