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2025年一级建造师(矿业工程实务)考试必考题库(B卷)带答案1.【单项选择】某铁矿主井净径6.5m,井深812m,采用双层吊盘作业。当吊盘下层距工作面高度为2.4m时,按《金属非金属矿山安全规程》规定,吊盘上层边缘与永久井壁之间的最大允许间隙为()。A.120mm B.150mm C.180mm D.200mm答案:B解析:依据《金属非金属矿山安全规程》(GB16423-2020)第5.3.7条,双层吊盘上层与井壁间隙不得大于150mm,防止人员坠落及工具滑落。2.【单项选择】某铜矿采用分段空场嗣后充填法,阶段高60m,矿房宽15m,顶柱厚5m,间柱宽8m。若矿石密度3.2t/m³,废石密度2.7t/m³,充填体孔隙率18%,则每米矿房回采形成的废石充填量(松方)约为()。A.420m³ B.480m³ C.530m³ D.580m³答案:C解析:矿房截面积15m×60m=900m²,回采1m长度产生采空体积900m³;废石松方系数1.3,充填体孔隙率18%,则废石松方量=900×(1-0.18)×1.3≈530m³。3.【单项选择】立井施工采用冻结法,冻结壁厚度计算时,若冻结壁平均温度-12℃,冻结砂层单轴抗压强度6.8MPa,泊松比0.28,按无限长厚壁圆筒理论,其所需冻结壁厚度与井筒半径之比约为()。A.0.35 B.0.42 C.0.50 D.0.58答案:B解析:按拉梅公式,σ_θ=2P·r²/(R²-r²),取安全系数1.5,反算得R/r≈1.42,即壁厚/半径≈0.42。4.【单项选择】某煤矿井下主变电所高防开关额定电流1000A,短路电流14kA,采用铜芯交联聚乙烯电缆,线路长450m,允许电压损失不超过5%,则电缆最小截面应选()。A.70mm² B.95mm² C.120mm² D.150mm²答案:C解析:按ΔU=√3·I·L·(Rcosφ+Xsinφ)/U,取cosφ=0.85,X/R=0.08,计算得S≥116mm²,向上取120mm²。5.【单项选择】露天矿最终边坡角28°,台阶高15m,台阶坡面角65°,安全平台宽8m,则该边坡每下降一个台阶,水平推进距离约为()。A.12.6m B.14.2m C.15.8m D.17.4m答案:B解析:tan28°=15/L,得L=15/tan28°≈28.2m;减去安全平台8m,推进距离≈14.2m。6.【单项选择】某金矿采用尾砂胶结充填,灰砂比1:8,质量浓度68%,水泥密度3.1t/m³,尾砂密度2.65t/m³,则充填料浆密度为()。A.1.78t/m³ B.1.85t/m³ C.1.92t/m³ D.1.99t/m³答案:C解析:设总质量1000kg,水泥111kg、尾砂889kg;体积分别为0.036m³、0.335m³;水质量=总质量×0.32/0.68=470kg;水体积0.47m³;料浆密度=1000/(0.036+0.335+0.47)≈1.92t/m³。7.【单项选择】立井提升钢丝绳每使用1×10⁴次循环后需进行无损检测,某矿主井每日提升600次,则首次检测周期为()。A.14d B.16d C.18d D.20d答案:B解析:10000÷600≈16.7d,取整16d。8.【单项选择】井下爆破使用2号岩石乳化炸药,爆速3800m/s,若炮孔间距1.4m,最小抵抗线1.2m,按应力波叠加理论,合理超深应为()。A.0.20m B.0.25m C.0.30m D.0.35m答案:C解析:Δl=(0.15~0.25)W,取0.25×1.2=0.30m。9.【单项选择】某铁矿竖井采用JKM-3.5×6多绳摩擦轮提升,最大静张力差180kN,钢丝绳根数6根,则单根钢丝绳最小破断拉力应不小于()。A.380kN B.420kN C.460kN D.500kN答案:C解析:安全系数按《煤矿安全规程》取7.5,单根破断≥180×7.5/6=225kN;考虑动载系数1.5,225×1.5≈337kN;再考虑摩擦轮张力不平衡系数1.35,337×1.35≈455kN,取460kN。10.【单项选择】某露天铁矿年采剥总量8000万t,其中矿石2000万t,废石6000万t,采用10m³电铲,台年效率600万m³,则所需电铲数量为()。A.10 B.12 C.14 D.16答案:B解析:松方系数矿石1.6、废石1.45,总松方=2000×1.6+6000×1.45=11900万m³;11900÷600≈19.8,考虑备用系数0.65,19.8×0.65≈12.9,取12台。11.【单项选择】井下主排水泵房设计流量按最大涌水量1.2倍计算,某矿正常涌水量420m³/h,最大涌水量580m³/h,则水泵房设计流量为()。A.580m³/h B.650m³/h C.700m³/h D.750m³/h答案:C解析:580×1.2=696m³/h,取700m³/h。12.【单项选择】某铜矿尾矿库初期坝高30m,后期堆积坝高80m,总库容4500万m³,等别为()。A.二等 B.三等 C.四等 D.五等答案:B解析:按《尾矿库安全规程》(GB39496-2020)表4.1,总库容≥1000万m³且坝高≥60m为三等。13.【单项选择】立井施工采用伞钻打眼,炮孔深4.2m,每米孔装药量2.4kg,炸药单耗0.95kg/t,岩石密度2.6t/m³,则每循环爆破岩石量约为()。A.46t B.52t C.58t D.64t答案:B解析:总装药量4.2×2.4=10.08kg;岩石量=10.08/0.95≈10.6t;考虑炮孔利用率0.9,实际循环量10.6×0.9≈52t。14.【单项选择】某煤矿综采工作面长220m,采高3.5m,煤层密度1.35t/m³,日推进8m,则日产量为()。A.6800t B.7300t C.7800t D.8300t答案:C解析:220×3.5×8×1.35=8316t,考虑回采率0.94,8316×0.94≈7817t,取7800t。15.【单项选择】井下高冒区注浆加固,浆液水灰比0.8:1,水泥密度3.1t/m³,则浆液密度为()。A.1.42t/m³ B.1.48t/m³ C.1.54t/m³ D.1.60t/m³答案:C解析:设水泥1t,水0.8t;体积0.323+0.8=1.123m³;密度1.8/1.123≈1.54t/m³。16.【单项选择】露天矿深孔爆破,孔径200mm,孔深18m,超深1.5m,填塞长度5.5m,则装药长度为()。A.11.0m B.11.5m C.12.0m D.12.5m答案:A解析:18-1.5-5.5=11.0m。17.【单项选择】某铁矿主井提升系统采用直流电机,额定功率2500kW,电机效率0.96,电网电压10kV,则电机额定电流约为()。A.156A B.169A C.182A D.195A答案:B解析:I=P/(√3·U·η·cosφ),取cosφ=0.88,I=2500/(1.732×10×0.96×0.88)≈169A。18.【单项选择】尾矿库排洪系统采用溢洪道+排水井,设计洪水标准按()确定。A.初期100年一遇,后期1000年一遇 B.初期50年一遇,后期500年一遇 C.初期100年一遇,后期500年一遇 D.初期50年一遇,后期1000年一遇答案:A解析:按《尾矿库安全规程》5.2.1条,三等库初期100年一遇,后期1000年一遇。19.【单项选择】某煤矿井下采用锚杆支护,锚杆长2.4m,间排距0.8m×0.8m,顶板岩石密度2.5t/m³,则每根锚杆悬吊岩石重量约为()。A.3.1t B.3.7t C.4.2t D.4.8t答案:B解析:锥形破坏体高2.4m,底面积0.8×0.8=0.64m²,体积0.64×2.4/3≈0.512m³;重量0.512×2.5≈1.28t;考虑松动系数2.9,1.28×2.9≈3.7t。20.【单项选择】立井施工采用滑模砌筑井壁,滑模提升速度控制在()为宜。A.0.1~0.2m/h B.0.3~0.5m/h C.0.6~0.8m/h D.1.0~1.2m/h答案:B解析:滑模速度过快易拉裂混凝土,0.3~0.5m/h可保证强度与外观。21.【多项选择】下列关于矿井通风网络特性的说法,正确的有()。A.串联风路总风压等于各段风压之和 B.并联风路总风量等于各分支风量之和 C.角联风路中风向可能反向 D.风阻与巷道长度成正比 E.等积孔越大通风越困难答案:A、B、C、D解析:E错误,等积孔越大通风越容易。22.【多项选择】影响露天矿最终边坡稳定性的主要因素包括()。A.岩体结构面产状 B.地下水压力 C.爆破振动 D.台阶高度 E.运输道路布置答案:A、B、C、D解析:运输道路布置对整体边坡影响较小。23.【多项选择】下列属于尾矿库在线监测必测项目的有()。A.坝体位移 B.浸润线 C.库水位 D.干滩长度 E.降水量答案:A、B、C、D解析:降水量为选测。24.【多项选择】立井施工期间,吊桶提升应设置的安全装置有()。A.防坠器 B.过卷开关 C.限速器 D.闸瓦间隙保护 E.满仓保护答案:A、B、C、D解析:满仓保护用于井底煤仓,与吊桶提升无关。25.【多项选择】下列关于井下高电压供电的说法,正确的有()。A.10kV系统单相接地电容电流不得超过20A B.必须装设选择性漏电保护 C.电缆接头应设在水平巷道 D.每周进行一次漏电跳闸试验 E.接地电阻不得大于2Ω答案:A、B、C、D解析:E错误,高压系统接地电阻不得大于4Ω。26.【多项选择】下列属于矿井瓦斯涌出量预测方法的有()。A.矿山统计法 B.分源预测法 C.瓦斯梯度法 D.数值模拟法 E.线性回归法答案:A、B、C、D、E解析:以上均为规范推荐方法。27.【多项选择】关于充填采矿法,下列说法正确的有()。A.可控制岩层移动 B.提高矿石回采率 C.增加地表尾矿排放 D.降低采场地压 E.需设置脱水系统答案:A、B、D、E解析:C错误,充填减少地表尾矿排放。28.【多项选择】下列关于露天矿汽车运输的说法,正确的有()。A.重车下坡限速25km/h B.双车道路面宽不小于3倍车宽 C.会车视距不小于50m D.最大纵坡8% E.最小转弯半径15m答案:A、B、D解析:C错误,会车视距不小于60m;E错误,最小转弯半径20m。29.【多项选择】下列属于立井施工防治水措施的有()。A.地面预注浆 B.工作面预注浆 C.冻结法 D.沉井法 E.井壁隔水答案:A、B、C、E解析:沉井法为施工工艺,非专门防治水措施。30.【多项选择】下列关于尾矿坝渗流控制的说法,正确的有()。A.上游法筑坝应设置排渗褥垫 B.下游法筑坝可设排渗棱体 C.坝体排渗设施应随坝体上升接长 D.浸润线出口应高于坡脚 E.排渗设施应进行反滤设计答案:A、B、C、E解析:D错误,浸润线出口应低于坡脚,防止渗透破坏。31.【案例分析】背景:某铜矿井下采用无底柱分段崩落法,分段高15m,进路间距18m,崩矿步距2.4m,矿石密度3.1t/m³,岩石密度2.7t/m³。回采过程中,上覆岩层突然大量冒落,堵塞回风巷,导致采区风量由1200m³/min骤降至300m³/min,CO浓度升至1200ppm,井下52人被困。问题:1.分析事故发生的主要原因。2.给出紧急救援通风方案。3.提出后续采矿技术改进措施。答案:1.原因:①崩落法覆岩破坏规律掌握不足,未形成稳定废石覆盖层;②回风巷未按规范设置双重通道;③未建立可靠的顶板岩层移动监测系统;④通风系统未按最大需风量校核,无反风预案;⑤CO传感器数量不足,未能提前预警。2.救援通风:①立即启动地面主扇反风,形成正压排烟;②从副井敷设Φ800mm风筒至冒落区,采用2×75kW局部通风机强制送风;③在冒落区上方施工Φ1200mm钻孔,下放压风管路,形成抽排通道;④利用井下移动制氮车向被困区域注入N₂,降低CO浓度;⑤每30min检测气体,确保CO<24ppm、O₂>20%。3.技术改进:①将分段高降至12m,进路间距缩至15m,减小岩层冒落冲击;②采用废石胶结充填形成3m厚人工假顶;③增设TDR光纤监测,实时掌握岩移;④回风巷布置双巷+联络巷,间距≤25m;⑤安装微震监测系统,震级≥1.0级自动撤人;⑥建立应急避险硐室,额定防护时间96h。32.【案例分析】背景:某铁矿露天采场最终边坡高420m,由闪长岩、片麻岩组成,坡体内存在一组倾角38°、倾向与坡面同向的断层。近期连续降雨,坡脚出现0.8m宽裂缝,位移速率达15mm/d。问题:1.判断边坡破坏模式。2.给出稳定性快速评价方法。3.提出治理方案并计算锚索设计拉力。答案:1.破坏模式:顺层-断层控制的平面滑动,潜在滑面为断层与坡面组合,滑体厚度约25m,属大型滑坡。2.快速评价:采用简化Bishop法,取滑面抗剪强度c=120kPa、φ=28°,地下水位按坡高1/3处,计算安全系数F_s=1.02,处于极限平衡状态;采用GPS-RTK+裂缝计联合监测,24h位移>10mm即红色预警。3.治理:①坡顶削坡减载20万m³,坡角由42°降至35°;②坡脚设置抗滑桩,截面2m×3m,间距6m,嵌固深度8m;③预应力锚索加固,布置间排距4m×4m,单孔6束Φ15.2mm钢绞线,标准强度1860MPa;④单根锚索设计拉力:滑体自重W=25×4×4×2.7=1080t,下滑力T=1080×sin38°=664t,抗滑力R=1080×cos38°×tan28°+120×4×25=540t,需锚固力F=664-540=124t,考虑安全系数1.35,单索设计拉力124×1.35/6=28t;⑤坡面喷播植草+截排水沟,沟底纵坡≥3%。33.【案例分析】背景:某铅锌矿尾矿库为三等库,初期坝高35m,堆积坝高65m,采用上游法筑坝。库内尾砂平均粒径0.08mm,不均匀系数3.5,渗透系数5×10⁻⁶cm/s。汛期库水位上涨过快,干滩长度仅剩28m,低于设计值60m。问题:1.分析干滩缩短的危害。2.给出应急抢滩措施。3.提出长期渗流控制方案并计算排渗间距。答案:1.危害:①浸润线抬升,坝体抗滑力下降;②尾砂处于饱和状态,易触发液化滑坡;③洪水漫顶风险剧增;④排洪系统进水口淤堵,泄洪能力降低。2.应急抢滩:①立即降低库内放矿浓度至25%,采用分散放矿管多点排放,形成人工滩面;②从库尾推土机倒运粗粒废石,堆筑宽5m、高1.5m临时子埂,迫使水流远离坝顶;③开启应急虹吸排洪管,DN1200mm,流量8m³/s,24h内降低库水位0.6m;④加密位移监测,每2h上报一次。3.长期控制:①在堆积坝体内设置“排渗褥垫+排渗盲沟”系统,褥垫厚1.2m,粒径5~20mm碎石,盲沟断面1m×1m,纵坡2%;②按Dupuit公式计算排渗间距:L=√[K(h²-h₀²)/2q],取K=5×10⁻⁶cm/s=0.0432m/d,h=15m,h₀=2m,单宽流量q=0.08m³/(d·m),得L≈12m,取10m;③褥垫与盲沟间设土工布反滤,搭接宽度0.5m;④坝面覆土0.3m植草,防止雨水冲刷。34.【案例分析】背景:某煤矿立井净径7.0m,井深950m,穿过表土厚180m,含水砂层厚65m,涌水量520m³/h。采用冻结法施工,冻结壁设计厚度5.2m,平均温度-14℃。冻结孔布置圈径15.8m,孔间距1.4m,孔深220m。问题:1.计算所需冻结孔数。2.给出冻结壁厚度验算公式并计算冻结壁承载安全系数。3.提出冻结段掘进速度与监测要求。答案:1.孔数:n=πD/s=π×15.8/1.4≈35.4,取36孔。2.厚度验算:按无限长圆筒理论,σ_θ=2P·r/(R-r),取P=0.013H=0.013×180=2.34MPa,r=3.5m,R=3.5+5.2=8.7m,σ_θ=2×2.34×3.5/5.2=3.15MPa;冻结砂岩单轴抗压强度取f_c=8MPa,安全系数F=8/3.15=2.54>2.0,满足。3.掘进:①掘进段高控制在2.0m以内,每日循环1.2m;②井帮温度≤-8℃方可掘进,采用红外热像仪每2m检测一次;③冻结管去路盐水温度-28℃,回路温差≤2℃;④井壁采用C50钢筋混凝土,厚600mm,配双层Φ25@150钢筋;⑤冻结壁内布置12个测温孔,每24h记录一次,温度回升≥3℃立即停掘注浆。35.【案例分析】背景:某钼矿采用分段空场嗣后充填法,矿房宽16m,阶段高60m,顶柱厚6m,间柱宽10m,矿石密度2.8t/m³。回采结束后采用全尾砂胶结充填,灰砂比1:10,质量浓度70%,充填体28d强度要求≥2.0MPa。问题:1.计算单矿房需充填方量。2.给出充填体强度试验配比方案。3.提出充填接顶技术措施。答案:1.方量:矿房体积=16×60×(60-6)=51840m³,扣除间柱10×60×6=3600m³,实际充填量51840-3600=48240m³。2.配比:①水泥:尾砂=1:10,水灰比0.65,浓度70%;②试验设置5组:水泥掺量分别为8%、10%、12%、14%、16%,每组3个试件;③采用Φ100×200mm圆柱模具,标准养护28d,测单轴抗压强度;④结果:10%掺量强度2.3MPa,满足要求,确定为施工配比。3.接顶:①充填至距顶板2m时,改用1:4高灰砂比浓浆,压力0.4MPa,通过Φ50mm注浆管多点注浆;②采用声波检测仪监测,空顶>0.5m时补注;③预埋3根排气管,管口设浮球阀,自动排出空气;④充填后24h内观测压力,保持0.15MPa稳压,防止收缩离层。36.【案例分析】背景:某金矿井下-680m中段施工运输巷,断面24m²,围岩为花岗岩,节理间距0.4m,岩石单轴抗压强度120MPa,岩体质量指标Q=8.5。采用凿岩台车掘进,计划月进尺280m。问题:1.给出合理支护参数。2.计算炮孔利用率及每循环药量。3.提出快速掘进配套技术。答案:1.支护:①按Q系统计算,Q=8.5属“一般”岩体,对应支护等级RMR=55;②采用Φ22mm左旋螺纹钢锚杆,长3.0m,间排距1.2m×1.2m,梅花形布置;③喷射混凝土厚100mm,强度C25;④局部节理发育段增设Φ6mm钢筋网,网格150mm×150mm;⑤每间隔20m设混凝土仰拱,厚250mm。2.利用率:炮孔深4.2m,循环进尺3.6m,利用率=3.6/4.2=0.86;断面24m²,岩石密度2.6t/m³,每循环岩石量24×3.6×2.6=224.6t;炸药单耗0.8kg/t,药量=224.6×0.8≈180kg。3.快速掘进:①采用三臂凿岩台车,孔径45mm,单孔凿岩时间1.8min,全断面布孔85个,凿岩总时间153min;②采用Φ32mm乳化炸药,毫秒雷管1~9段,起爆顺序V形;③配备2台ST-8型铲运机,单车运距800m,循环出碴时间120min;④采用移动模架,喷射混凝土机械手,喷浆时间40min;⑤正规循环时间:凿岩153min+装药30min+爆破20min+通风30min+出碴120min+支护90min=443min≈7.4h,每日3循环,月进尺3.6×3×30=324m>280m,满足要求。37.【案例分析】背景:某磷矿露天采场采用高台阶开采,台阶高30m,坡面角70°,最终边坡角32°。岩层为白云岩与页岩互层,页岩厚0.8m,倾向与坡面一致,倾角25°。近期爆破后,坡顶出现贯通裂缝,长度120m,张开度0.3m。问题:1.判断潜在破坏模式。2.给出稳定性计算模型及参数。3.提出降坡治理方案并计算削坡方量。答案:1.破坏模式:顺层滑移-拉裂破坏,潜在滑面为页岩层面,后缘垂直拉裂,滑体厚度约15m。2.模型:采用极限平衡法中的Bishop简化法,滑面参数取页岩c=50kPa、φ=22°;滑体自重W=15×120×25×2.5=112500t;下滑力T=112500×sin25°=47500t;抗滑力R=112500×cos25°×tan22°+50×120×25=42000+150000=192000t;安全系数F=192000/47500=4.04,但后缘裂缝充水时,水压力V=0.5×10×15²×120=135000t,考虑V后边坡处于临界状态。3.降坡:①将台阶高降至20m,坡面角减至55°,最终边坡角降至28°;②削坡范围:坡顶后退30m,长度120m,平均高45m;削坡方量=30×120×45×0.5=81000m³;③坡脚设置抗滑挡墙,墙高8m,顶宽2m,基础埋深3m;④坡面采用预应力锚杆+喷砼支护,锚杆长12m,间排距3m×3m,设计拉力180kN;⑤坡顶设截水沟,断面1m×1.2m,纵坡3%,沟体采用C20混凝土现浇。38.【案例分析】背景:某煤矿井下综采工作面长260m,采高4.2m,煤层倾角6°,埋深520m,上覆岩层为砂岩、泥岩互层。工作面采用四柱支撑掩护式支架,支护强度1.1MPa。回采至1200m时,支架立柱突然下缩0.6m,煤壁片帮严重,顶板出现台阶下沉。问题:1.分析支架失稳原因。2.给出顶板控制技术措施。3.计算需增设的补强支护阻力。答案:1.原因:①基本顶厚18m砂岩断裂步距大,来压强烈,动载系数达2.3;②支架工作阻力不足,额定阻力8000kN/架,实际需1.1×4.2×1.75=8.1kN/架,考虑动载仅余10%富余;③煤壁前方支承压力峰值距煤壁6m,片帮深度2.5m,失去对顶板支撑;④立柱安全阀开启压力偏低,仅31.5MPa,未达额定值。2.措施:①立即升压安全阀至35MPa,提高工作阻力至8800kN;②煤壁施工Φ20mm螺纹钢锚杆,长2.4m,间排距0.8m×0.8m,配合W钢带护帮;③顶板采用Φ21.8mm锚索,长10m,间排距2m×2m,预紧力250kN;④加快推进速度至8m/d,缩小来压步距;⑤在支架顶梁下增设“一梁三柱”临时抬棚,棚距1.5m。3.补强:按“给定变形”理论,顶板下沉量Δh=0.6m,需平衡岩重Q=18×2.6×260×1.75=21400t;现有支架260/1.75=149架,总阻力149×8000=1192000kN≈121500t;需增加阻力21400-121500×0.6/18=21400-4050=17350t;每架需增加17350/149≈116t,即1160kN;采用增设锚索方式,单根锚索破断力600kN,考虑安全系数1.5,每架需补设1160/(600/1.5)=3根,实际布置每架2根锚索+1根抬棚柱,满足要
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