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文檔簡介
1、*集團*煤業公司采煤系統作業規程*集團*煤業公司采煤系統作業規程*集團*煤業公司11201綜采工作面作業規程施工單位:綜采預備隊編制人:編制時間:2014年3月*集團*煤業公司采煤系統作業規程 *集團*煤業公司采煤系統作業規程 第一章 概況第一節工作面位置及井上下關系第二節煤層第三節煤層頂底板第四節地質構造第五節水文地質第六節影響回采的其他因素第七節儲量及服務年限第二章 采煤方法及回采工藝第一節巷道布置第二節采煤工藝12第三節設備配備20第三章頂板控制21第一節支護設計21第二節工作面頂板管理22第三節上下順槽及安全出口支護管理23第四章生產系統26第一節運輸系統26第二節通風系統26第三節供
2、排水系統29*集團*煤業公司采煤系統作業規程30 *集團*煤業公司采煤系統作業規程30 第四節安全監控系統第五節供電系統32第六節通信照明系統36第七節礦壓觀測36第五章勞動組織和主要技術經濟指標38第一節勞動組織38第二節工作面主要技術經濟指標41第六章煤質管理42第七章油脂管理44第八章安全技術措施45第一節般規定45第二節頂板管理51第三節防治水措施53第四節爆破53第五節一通三防54第六節防突管理60第七節運輸管理69第八節機電管理74第九節特殊時期工作面回采安全技術措施83第十節其它8591第九章災害應急措施及避災線路*集團(河南)*煤業公司采煤系統作業規程 *集團(河南)*煤業公司
3、采煤系統作業規程 *集團(河南)*煤業公司采煤系統作業規程 第一章 概況第一節工作面位置及井上下關系表1-1工作面位置及井上下對照表煤層名稱二1煤水平名稱-175m采區名稱11采區工作面名稱11201地面標高(m+417 +518工作面標高(m-101 -47地面位置11201綜采工作面對應地表為受風化剝蝕的低山丘陵地 貌,地面多被植被和灌木覆蓋,工作面中段為一開闊的山地, 東段地表對應村莊為幽蘭南坡村居民區。井下位置及四鄰采掘情況11201綜米工作面位于11米區西翼,屬于孤立煤柱,東 至11采區回風、膠帶及軌道上山,西為西翼未開拓區域,南為11181采空區,北為11221采空區。回采對 地面
4、設施 影響預計回米會對地表零星居民區有一定影響。走向長度(m636638637傾斜長度(m87平面積(m )55419第二節煤層表1-2煤層情況表煤層名稱二1煤層煤層結構煤層傾角13 21結構簡單,不含夾矸()16煤層厚度(m0.1 204.7可采指數92.6變異系數78.2穩定程度較穩定11201綜采工作面開采煤層為二1煤層,煤層賦存疏松,屬于典型的松軟不穩定煤層,煤層結構簡單,不含夾矸,煤層呈 黑色,塊狀、粉末狀、鱗片狀,具玻璃光澤,半亮型煤,f=0.15。11201綜采工作面位于*滑動構造中東部,受*滑動構造影響,該工作面二1煤層賦存極不穩定,二1煤層厚度0.1 20m平均厚度5.3m;
5、二1煤層原生結構遭到明顯破壞,層理紊亂, 煤層呈碎沫狀。由于頂、底板巖層相對順層滑動,造成煤層塑 性流動,局部煤層具有驟變和突變的特點,最厚處常為平均煤 厚的24倍,根據該工作面上下順槽、原 11181下順槽、原 11221上順槽掘進期間巷揭地質資料及工作面內和臨近鉆孔 10406、10609 10507鉆孔資料分析,預計該工作面內部存在三個薄煤帶,不可采區、薄煤區、厚煤區不規則交替出現,該 工作面煤層具有分布不均一,總體上中段和東南段賦存較厚, 西段則較薄,為不可米區。第三節煤層頂底板表1-3 煤層頂底板情況表頂板名稱巖石名稱厚度(m巖性描述老頂中粒砂巖10.2灰色,成份以石英為主,含巖屑,
6、泥硅質膠 結,次為長石,含白云母片,分選中等,次棱 角一次圓狀,交錯層理,層面含白云母化石。直接底砂質泥巖6.5灰黑色,粉砂泥質結構,層面含白云母片 及大量植物化石,參差狀斷口,微具擦痕,下 部含菱鐵質結核及黃鐵質結核。老底L8灰巖1.6深灰色,隱晶質結構,含較多黃鐵礦散晶、 結核,層面具炭質膜,網狀裂隙被大量方解石 脈充填,含蜒類、腕足類化石,上部泥質含量 較高。煤質W(%A(%V(%QT(卡/克)FC(%S(%Y工業牌號0.913.7213.39711774.050.70貧煤工作面在薄煤帶回采時會造成大范圍打頂、打底,會增加外在灰分;工作面過薄煤帶大范圍打頂時,預計頂板水正常涌水量i5nB
7、 /h,最大涌水量30n3 /h,會增加外在水分,對煤質有一定影響。附圖:11201綜采工作面煤層頂底板綜合柱狀圖。*集團(河南)*煤業公司采煤系統作業規程 *集團(河南)*煤業公司采煤系統作業規程 *集團(河南)*煤業公司1司采0綜和作面頂底板綜合柱狀圖(1:200) 第四節地質構造表1-4地質構造情況表 概述:11201綜采工作面總體上為一北傾的單斜構造形態,地質條件中等,位于*滑動構造中東部。根據*精查地質報告顯示,*滑動構造波及 煤層頂板以上20-40m地層,*滑動構造剖面上為淺部陡、深部緩、上撇下 收、上盤下降的疊瓦狀斷層組合,二 1煤層受滑動構造和層間順層滑動影響,煤層產生塑性流動
8、,發育有一寬緩背斜構造,煤層頂底板有不對稱不 協調上隆下坳現象,在該工作面主要為二 1煤層的突變和驟變,薄則為無煤或薄煤帶。受古沉積聚煤環境和*滑動構造的共同影響,本區域煤層賦 存不穩定,煤層厚度不均一,工作面在掘進期間揭露的大小的薄、無煤帶 共有三個,其中在切巷外286m處揭露了一走向長11-17m的不可采區,對工作面回采影響較大。褶曲名稱性質軸向兩翼煤底板產狀對回采影響程度向斜330-340330-340 Z 15-27較小第五節水文地質、工作面涌水量預計11201工作面正常涌水量為65m/h。最大涌水量為130nT/h。二、水文地質情況1、頂板水:11201工作面直接頂和老頂為二1煤層標
9、志層大占砂巖,工作面范圍內大占砂巖整體較穩定,起伏較大,局部地段砂巖裂隙發育,會有頂板淋水現象,原11181工作面和11221工作面已對其進行過疏放, 總體上富水性較弱,對回采影響不大。2、底板水:11201綜采工作面二1煤底板巖性主要為砂質泥巖、細粒砂巖,層位穩定,但東、西厚度不均一,整體上西部比東部厚,根據11采區軌道下山、皮帶下山、回風下山實揭地質資料分析,該區域L7-8富水性較 弱;二1煤層底板到L1-4灰巖頂面平均厚度為45.6m, L14灰巖水位標高為 +163.3m,工作面平均水壓為2.56-3.10Mpa , Lt灰巖及寒武系白云質灰巖巖溶裂隙含水層為底板間接充水層,可通過構造
10、與L78灰巖形成直接水力聯系。經計算,突水系數 T=P/M=0.056-0.068 Mpa/m。3、老空水:11201工作面南為11181老空區,北為11221老空區,在掘進期間為保證11201上順槽安全掘進,編制了11201上順槽探放水設計 及專項安全技術措施對11181工作面老空水進行多回次探放水,經疏放 后,原探水孔現累計共有7m/h老空水涌出,在回采前要對11181老空區進 行復探放水,確保11201工作面安全回采。4、斷層水:11201綜采工作面上、下順槽及切巷掘進期間未揭露斷層,10507、10406、10609該工作面回采過程中受斷層水的影響較小。5、鉆孔水:經查11201綜采工
11、作面內及附近區域有三個勘探鉆孔,10406鉆孔和10507鉆孔距離工作面較遠;10609位于工作 面內,經查該孔二1煤頂封孔長度158.95m,至下石盒子組四煤段,二1煤 底封孔長度71.55m,至L4灰巖下部砂質泥巖,該鉆孔封孔質量合格,該工 作面不受封閉不良鉆孔水影響。6、地表水:11201工作面二1煤層埋深467mr 622m由于煤層埋藏深度大于安全開采深度(80m,地表形成沖溝,雨季形成季節性河,旱季則干涸,地表水不可能通過采動裂隙及冒落帶導入井下,因此不受地表水體的影響。經計算,導水裂隙帶Hf=71n。7、地表水井:經調查地面村莊村民所用水井深度不超過35m均采取第四系上層滯水作為生
12、產、生活用水來源。第六節影響回采的其他因素、影響回米的其他地質情況表1-5 影響回米的其他地質情況項目對回米的影響瓦斯瓦斯絕對涌出量3.1 4.6m3/ min。煤塵無煤塵爆炸性。煤的自燃煤層自燃傾向等級為三類,不易自燃。地 溫該工作面地溫正常,無地溫異常區。地 壓地壓不大,主要表現為側壓力,易造成底板鼓起,支 架變形、鉆底。普氏硬度(f)煤層類矸直接頂直接底0.15無5-63-4二、地質部門提出問題及建議1、11201綜采工作面局部煤層較厚,達到 19m左右,在巨厚煤層區域和向斜構造段應加強通風瓦斯管理和注水,確保安全生產。2、11201綜采工作面內部受滑動構造、層間滑動和古沉積環境的影響,
13、發育有多個薄煤帶,煤厚在0-0.8m之間,回采期間加強薄煤段的頂板管理。3、11201工作面在掘進期間由于局部頂底板起伏較大,工作面上、下順槽局部煤層賦存較厚,存在有丟底煤現象,回采過程中要采取合理的措施予以回收,防止資源浪費。4、11201工作面上順槽與11181老空區相鄰,掘進期間已對其進行了多回次集中疏放,回采期間注意觀測上順槽沿空一側涌水量變化情況。5、對11181工作面低阻異常區鉆探情況及時進行分析,根據鉆孔深度和涌水量確定鉆孔的增減量,確保安全回采。保證11201綜采工作面上順槽的排水能力不小于65n3 /h,下順槽的排水能力不小于 130n3 /h,完善排水系統,確保工作面底板注
14、漿加固工作順利完成。6、本區域煤層賦存疏松,容易起塵,在回采過程中要堅持進行煤壁動壓超前注水,提高煤層的黏結性以減小揚塵。7、根據勘探資料和生產實際揭露情況,及時探測煤厚,作好預測預報工作。對變薄點變坡點、增厚點、涌水點等及時編錄,作好預測預報。第七節儲量及服務年限、工作面儲量表塊段號走向長(m(游標值)傾斜長(m(常數)斜面積(吊)煤厚(m容重(t/m3)工業儲量(t)回采率(%可采儲量(t)111-2563787576524.71.3836289293337490二、工作面服務年限工作面服務年限為(月產79354噸計算):337390/793544.3個月。第二章采煤方法及回采工藝采煤方法
15、:本工作面采用走向長壁后退式綜合機械化采煤法。第一節 巷道布置11201綜采工作面位于11采區西翼,工作面沿走向布置,工作面上、下順槽均選用U36型鋼半圓拱形支架支護,沿底掘進。1、上順槽:采用16.2m2的U36型鋼支架支護,巷道內設有無極繩絞車、電話、開關、電纜、污水管路、凈水管路、瓦斯抽放管等,通過第三中部車場與11軌道上山相連,擔任輔助運輸任務。通過回風聯巷與采區總回風巷相連。2、下順槽:采用16.2m2的U36型鋼支架支護,巷道內設有無極繩絞車、膠帶輸送機、轉載機、破碎機、排水管路、瓦斯抽放管、電纜和通訊電話等,與下順槽溜煤眼搭接,擔任工作面出煤任務。附圖:11201綜采工作面巷道布
16、置圖。附圖:11201綜采工作面設備布置圖。*集團(河南)*煤業公司采煤系統作業規程*集團(河南)*煤業公司采煤系統作業規程帶山、室作圖計停采線采*集團(河南)*煤業公司采煤系統作業規程 *集團(河南)*煤業公司采煤系統作業規程 11201綜采工作面設備布置圖,3II)IIIIH77順槽51A-A89上順槽h I/- -3 、轉載機1、乳化液泵站24、前部刮板運輸機5、后部刮板運輸機6、采煤機7、膠帶運輸機8、移動變電站中間支架9、端頭支架第二節采煤工藝一、采煤工藝:綜合機械化放頂煤。1、進刀方式:工作面采用端頭斜切進刀和中部斜切進刀方式。1.1端頭斜切進刀:當采煤機割至工作面端頭時,其后移輸
17、送機至煤壁(圖a);調換采煤機滾筒位置,前滾筒降下、后滾筒升起并沿輸送機彎曲(圖b);再調C);將三角煤段反向割入煤壁,直至輸送機直線段為止,然后將輸送機移直換兩個滾筒上下位置,重新返回割煤至輸送機機機頭處(圖割掉,煤壁割直后,再次調換上下滾筒,返程正常割煤(圖d)。2 1 22(C)(d)一采煤機一刮板運輸機(a)起始;(b)斜切并推至輸送機;(C)割三角煤;(d)開始正常割煤1.2中部斜切進刀:采煤機割直工作面上(下)端;空刀至工作面中部,并沿輸送機彎曲段斜切進刀,繼續割煤至工作面下(上)端;移直輸送機, 采煤機空刀至工作面中部;采煤機自中部割煤至工作面上(下)端,工作 面下(上)段輸送機
18、移至煤墻,恢復初始狀態。2、割煤方式:采煤機的割煤是通過采煤機雙向穿梭割煤,前滾筒割頂煤、后滾筒割底煤,往返一次割一刀,單向割煤。3、裝煤方式:通過采煤機滾筒將煤壁上切割落到前部刮板輸送機溜槽內和由人工將頂煤從支架天窗放下至后部刮板輸送機溜槽內。4、運煤方式:前后部刮板輸送機運送到轉載機,經破碎機破碎后落在可伸縮膠帶運輸機上運出工作面。5、支護方式:工作面用掩護式液壓支架支護,上下順槽超前20m支護。6、采空區處理方式:采空區采用全部跨落法處理頂板。二、采煤工藝流程打眼注水7割煤7推移前部運輸機7移架7割煤7推移前部運輸機7 移架7放頂煤7下一循環。(一)、注水1、工作面淺孔注水1.1采用ZQ
19、S-50/200 (1.6 )手持式風鉆,? 42X 1000mn的鉆桿打眼。1.2注水孔設計煤厚h 6m時,注水孔呈三花眼布置,上孔布置于煤壁頂梁處,孔深不小于6m仰角不小于30;下孔布置于煤壁距頂梁 0.3m處,孔深不小于5m仰角15 -20 ;孔間距均4-6m。*集團(河南)*煤業公司采煤系統作業規程4*集團(河南)*煤業公司采煤系統作業規程4煤厚3nn h 6m時,注水孔布置于距煤壁頂梁 0.2m處孔間距4-6m,單孔孔深不小于5m仰角15 -20 。煤厚2m h寺專蛭.q咼壓深孔注水2、工作面2.1鉆孔定位:鉆孔首孔位置選擇在距離切巷30m左右巷道支護良好處,距巷道底板1.01.5m
20、。根據鉆孔施工位置的煤層傾角及煤層厚度設計鉆孔 施工角度,鉆孔傾角與煤層傾角一致。2.2鉆孔施工:鉆孔采用ZDY-3200鉆機施工,采用單排孔布置,孔間距5 10m鉆孔開始用89mn鉆頭開孔施工1520m后,更換75mn鉆頭繼續施工。2.3封孔:注水孔封孔使用51mn鋼管,注漿、排漿使用13.3mm的鍍鋅管,封孔長度不小于20m鋼管兩端采用聚氨脂封孔材料進行封孔,兩道聚氨脂封孔之間使ZBQ-6/2.5型氣動注漿泵,用快速膨脹水泥與水1:3的比例進行注漿封堵該段距離。附圖:封孔工藝示意圖。2.4煤壁加固:為增強煤壁抗壓能力,延長注水時間,鉆孔施工前,利用ZBQ-6/2.5型氣動鉆機在鉆孔施工地點
21、前后 6m范圍內,進行煤壁注漿工作,注漿孔深度9m使用1寸鋼管封孔不小于5m全部用聚氨脂材料封堵, 采用速凝水泥與水1:3的比例進行往孔內高壓注漿,注漿以煤壁跑漿為標 準。注漿孔間距為0.6 1.2m,排距為0.8 1.0m。2.5注水:工作面選用MRB200/31.5型專用注水泵,上順槽鋪設一趟51mn的專用注水管路。由于綜采工作面煤體較軟,為減小注水流量過大 造成煤墻漏水,將三個注水鉆孔利用25mn截止閥及三通串聯起來反復進 行注水。2.5.1注水前泵站壓力調至5Mpa注水半小時后,若無異常情況,跟班人員到達現場后,記錄注水壓力及流量,壓力穩定后,通知泵站司機將 泵站壓力調整為7Mpa觀察
22、并記錄注水壓力及流量,待壓力穩定后再通知 泵站司機將泵站壓力調整為9Mpa觀察并記錄數據。待泵站壓力達到11Mpa 時,穩定注水23小時后,停止注水。2.5.2注水孔停止注水4小時后,將泵站壓力調整至9Mpa重新注水,壓力逐漸增大至20Mpa穩定注水。注水期間,若遇到壓力不穩定,上下浮 動達到3Mpa時,跟班人員立即通知停泵,半小時后再繼續注水。注水期間, 由生產技術科技術員、施工隊技術員攜帶計時工具現場跟班,負責記錄相 關數據。數據原則上每隔半小時記錄一次,增壓時要縮短記錄時間。(二)、割煤工作面正常回采期間采用端頭斜切進刀方式進行割煤。采煤機由工作面在機窩內上行割煤,前滾筒沿頂后滾筒沿底,
23、采煤機 割煤的同時,追機拉架。當割到機尾時,采煤機停止牽引,推移采煤機后 邊的溜子,然后采煤機下行牽引,上滾筒降下沿底,下滾筒升起沿頂,沿 著運輸機彎曲段逐漸斜切進入煤墻,直至上下滾筒全部進入煤墻采煤機停 止牽引。推移彎曲段及機尾溜子,拉機尾支架,工作面運輸機成一條直線, 然后采煤機下滾筒降下沿底,上滾筒升起沿頂采煤機向上牽引割三角煤, 采煤機上行割煤的同時,追機拉架。當采煤機割煤到機尾時,采煤機上滾 筒下降沿底、下滾筒升起沿頂下行正常割煤。(四)、推溜、移架工作面回采時,采用依次順序移架方式。1、工作面頂板較穩定時,從工作面一端依次移架(不準由兩端向中間擠推),推溜滯后采煤機15-20m進行
24、,支架移成一條直線;機頭機尾在采 煤機停機時推移。2、工作面頂板不穩定時,采煤機割煤后支架立即移架(超前移架)支護頂板,輸送機隨移架逐段移至煤墻(推移步距為600mm。3、移架:移架前,支架前方及支架內的煤、矸、雜物等要清理干凈,放煤口必須關閉。移架前打好抬底座千斤頂,鄰架打上推溜手把,本架打 上拉架手把,然后緩慢降架待支架前移時,立即停止降架,手握拉架手把, 防止支架拉移超前。移架工操作時,必須站在支架架箱內,嚴防拉架時抬 底座千斤頂傷人或支架與前部運輸機之間擠傷人員。支架前方、下方不得 有任何人作業或停留。因端頭支架是先推溜后拉架,所以端頭支架和基本 架架尾齊為拉到位,即端頭支架應超前基本
25、架一個拉架步距。拉第一架和 最后一架前,必須升緊端頭抬棚,防止降架時木棚梁下落。支架到位后要及時升起前后立柱,頂梁接頂后,穩定供液3-5秒鐘,使支架初撐力達到額定值的80%以上。(五)放煤1、工作面正常回采時采用多輪、間隔、順序放煤,放煤步距為1.2m,即拉兩次架放一次頂煤,盡量使頂煤保持均勻下降,以減少混矸,提高回 采率。2、由技術員負責對工作面進行探煤,根據每次探的煤厚情況,在每班班前會上安排工作,采用合理放煤方法。3、采用多輪、順序放煤時每輪放出頂煤量的1/3-1/2,按順序循環放煤,將煤放完。4、放煤時,工作面頂煤在3m以上時應嚴格采用三輪間隔放煤方法,即每次放出本架頂煤的1/3 (約
26、3min)使頂煤及頂板均勻下沉。5、頂煤厚度在1-3m采用兩輪間隔放煤法,放煤順序按1、3、5單號順序進行,放出頂煤量的1/3-1/2,每次放煤只允許一個窗口操作。該口 放完煤后,必須間隔2-3分鐘,觀察瓦斯情況,當瓦斯濃度不超過規定(0.5 %)時,方可繼續2、4、6雙號順序進行放煤。6、當頂煤厚度在37.4m時,放煤前,升降后立柱幾次,使頂板破碎充分增加頂板破碎度,使頂板隨頂煤冒落。7、每口放煤后,必須觀察上隅角及回風流瓦斯濃度,當瓦斯濃度不超過規定時,方可繼續按照三輪間隔放煤法放煤。&工作面端頭及過渡架頂煤盡可能放凈,使采空區聯通,保證上隅角及上順槽瓦斯抽放效果。9、放煤窗口被大塊煤(矸
27、)卡住時,操作放煤窗口操作手把,反復伸縮插板將放煤窗口大塊煤(矸)擠碎,將煤(矸)放下來。若放不下來,用*集團(河南)*煤業公司采煤系統作業規程 *集團(河南)*煤業公司采煤系統作業規程 *集團(河南)*煤業公司采煤系統作業規程 長柄工具或長釬子進行處理,處理前,必須停止后部運輸機。放下大塊矸 石,及時向刮板輸送機司機發送停機信號,同時關閉放煤窗口。停機后, 用大錘等工具,將大塊矸石破碎,運至安全地點后,向運輸機司機發出開 機信號,待刮板運輸機啟動后,繼續進行下一架放煤工作。10、當工作面瓦斯不穩定時,放煤、拉架、割煤不得同時作業。三、工程質量控制標準附表2-1工程質量控制標準工序名稱質量特征
28、技術要求割煤方式采高均勻煤壁頂底板平溜子直 溜子平 運輸機與轉載機 搭接合理 移溜順序支架直支架正端頭斜切進刀,往返一次,割一刀采高 2.5m士 100mm煤壁直,無傘檐(1)無臺階不丟底煤(3)端面冒落高度300mm直線段偏差50mm彎曲段25m上下彎曲角度3底鏈不拉回頭煤與轉載機搭接高度300mm長度200mm單向順序推溜支架成一直線,偏差士 50mm 支架與頂底板垂直歪斜度 5度頂梁平最大仰俯角7,支架頂梁與頂板平行支設相鄰支架 錯差不超過側護板高2/3架間距均勻初撐力拉架步距放煤步距放煤方式支架中心距1.5m 100mm初撐力額定值80%端面距 340mm600mm次1.2m,兩刀一放
29、根據頂煤厚度不同采用不同放煤方法采放平行作業,采放間距離10m第三節設備配備表2-2工作面設備配備表使用 地點設備名稱單位數量型號工 作 面端頭支架架4ZFZ4000/21/30過渡支架架2ZFZ3600/19/28FT中間支架架53ZFZ3600/19/28LT采煤機臺1MG250/600-WD1前部刮板輸送機部1SGZ-764/500后部刮板輸送機部1SGZ-630/264下 順 槽轉載機部1SZZ764-200輪式破碎機臺1PLM-1200膠帶輸送機部2SSJ1000/2K 200s信號照明綜合保護套1ZXZ8-4/1140抽砂泵臺4BQS/40/80/22/N回柱絞車臺1JH-14t乳
30、化液泵臺2BRW315/31.5乳化液泵箱個1RX315/25B注水泵臺2WRB-160/31.5注水泵箱個1RX200/16A移動變壓器臺2KBSGZ Y-T1250/10/114()無極繩絞車部1SQ-80/75B組合開關套2QJZ-2000/1140上 順 槽無極繩絞車部1SQ-80/75B回柱絞車臺1JH-14t信號照明綜合保護套2ZXZ8-4/1140抽砂泵臺3BQS/40/80/22/N第三章頂板控制第一節支護設計根據工作面的巷道設計和煤層賦存情況,本工作面采用綜采放頂煤工藝。根據煤層底板情況和煤層厚度,硬度及需要的支護強度,本工作面端 頭支架選用ZFZ4000/21/30型、過渡
31、支架ZFZ3600/19/28FT型、中間支架 為ZFZ3600/19/28LT型的綜采液壓支架,兩巷超前5-10m打雙抬棚,10-20m打單抬棚,采空區采用全部跨落法管理頂板。初撐力:3140KN工作阻力:3600KN其中工作阻力最小中間支架的技術特征如表 3-1 :序號項目條件技術要求單位1支撐高度1.9 2.8m2支護寬度1.43 1.6m3中心距1.5m4最大控頂距6.2m5最小控頂距5.6m4初撐力P=25 Mpa3140KN6工作阻力P=28 Mpa3600KN7支護強度2.6m 時0.73Mpa8對底板比壓2.6m 時1.02Mpa9適應煤層傾角25度10放煤口尺寸1255X93
32、0mm11泵站壓力25MpaMpa1、ZFZ3600- 19/28LT型掩護式液壓支架的技術參數:支護強度:平均0.73Mpa對底板比壓:平均1.02 MPa2、頂板壓力估算Pt = 9.81hrk = 9.81 X 2.5 X 2.5 X 6= 367.8KN/m0.368Mpa式中:Pt工作面合理的支護強度,KN/mk 工作面支護的上覆巖層厚度與采高之比,h米咼2.5mr巖石重力密度,2.5t/m 33、支架頂梁承受的壓力P二 Pt X S=367.8X (1.5 X 5.6)=3089KN式中:S-支架支撐面積(寬1.5m,長5.6m)4、結論:由以上計算可以知,支架的工作阻力(3140
33、KN大于頂板壓力(3089KN,支架的支護強度(0.73Mpa),大于支架頂梁上承受的壓力強 度(0.386M pa,故選擇ZFZ360( 19/28LT型掩護式液壓支架是合理的。第二節工作面頂板管理一、工作面支護工作面采用 53 架 ZFZ3600/19/28LT 型中間架、2 架 ZFZ3600/19/28FT型過渡架和4架ZFZ4000/21/30端頭架,共計59架支架。支架中心距為1.5m士 100mm端面距w 340mm本架操作及時支護的方式。二、端頭支護1、上端頭采用3.5-4.4m圓木或刃型鋼梁配合2.8m單體液壓支柱替棚回收U型鋼,替棚后及時打上兩道一梁三柱抬棚支護,刃型鋼梁成
34、對使用, 分別在機尾端頭架上側和上幫架設,兩梁交替邁步前移。2、下端頭采用在轉載機兩側自移梁支護,自移梁與端頭支架邁步前移。在回采過程中如遇端頭支架不抬棚梁時,必須采取架設輔助抬棚與自移梁交替邁步前移措施。3、上端頭抬棚棚梁柱腿要架設齊全,支柱迎山有力,初撐力不低于 50KN若底軟,必須下墊木鞋,并經常檢查二次注液,發現有漏、失效的支柱及時更換,并懸掛專用防倒鏈;下端頭超前支護抬棚與自移梁有效搭接 長度不得小于0.6m。三、特殊時期的頂板管理1、初次放頂按照11201綜采工作面初采初放措施執行。2、在回采中過薄煤帶、斷層、破碎帶、老空老巷等特殊時期頂板管理按制定的專項安全技術措施執行。第三節上
35、下順槽及安全出口支護管理一、上、下順槽替棚上、下順槽采用U型鋼金屬支架支護,替棚從上、下切口煤壁外,棚 距0.6m替棚超前煤壁5-10m,上、下順槽替棚采用4.0m梁*3.0m腿,要求 用直徑不低于200mm的圓木,煤壁可使用2.8m的單體柱,頂、幫用椽子、 荊芭打嚴背實,支柱迎山站正,手把、閥口一致向回風側,支柱必須站在 實底,若底軟或丟底煤時,必須下墊木鞋,如出現空幫空頂必須用短圓木、 荊笆背牢打嚴;替棚后必須打抬棚,抬棚按以下超前支護要求執行。二、上、下順槽超前支護1、上順槽超前替棚5-10m范圍內,3.0-4.0m刃型鋼梁或圓木配單體支柱打雙抬棚,分別打在巷道上下幫距梁口 0.5-0.
36、7m之間要求抬棚一梁三柱。2、下順槽端頭支架以外,使用3.0-4.0m刃型鋼梁配單體支柱打抬棚,要求抬棚一梁三柱,打在轉載機行人側,不得影響拉移轉載機。3、巷道斷面必須滿足通風、運輸要求,工作面兩巷巷道凈高不低于 2.2m,行人側寬度在0.8m以上,超前替棚510m上下順槽替棚段必須打 雙抬棚,1020m范圍打單抬棚支護。4、若頂板壓力大,巷道變形嚴重,巷道斷面及行人道不能滿足要求,上、下順槽替棚長度不少于10m5、上、下順槽超前替棚段超前支護必須連續架設,支柱迎山有力,初撐力達到50KN以上,經常檢查,發現有漏液、損壞的支柱及時更換,并有防倒 措施,嚴禁使用外觀破損和失效柱。6、兩巷替棚時必
37、須先套新棚后回老棚,替棚后幫頂必須打嚴背實,防止頂煤冒落堵塞風路。7、同一巷道替棚地點不得超過兩個。8上、下順槽巷道壓力顯現或出現變形段,必須采用打單體柱或打托梁進行加固。三、做超前門上、下超前門要求:高度1.8m,寬度0.8m,長3.0m。液壓支架頂梁支 護頂板,如遇煤墻松軟易片,用單體柱、荊芭、椽子閉幫。四、上、下順槽頂板控制工作面回采期間必須對上、下順槽經常檢查維護,斷面不得低于設計 斷面的2/3,支架完整無缺,無斷梁折柱,無漏幫漏頂,出現巷道變形嚴重、 斷梁折柱、漏幫漏頂必須及時采取擴修或其它措施。五、上下順槽加固支護質量標準1、支柱縱橫成線,偏差小于士 100 mm。2、支柱站木鞋或
38、膠鞋上且加防倒措施,并做到迎山有力,單體柱的初撐力不小于50KN不得出現空載支柱。3、所有單體支柱三用閥方向一致,閥端指向回風側。六、支護材料的使用數量和存放管理1、工作面上順槽要常備有:3.0-4.0m長的圓木20根、道木20根、單體液壓支柱30根、荊芭500塊、木鞋50塊、小徑木100根。2、材料碼放嚴格按照材料碼放制度要求進行碼放,分類整齊,掛牌管理,保證兩巷質量標準化。第四章生產系統第一節運輸系統一、輔助運輸1、上、下順槽均采用SQ-80/75B型無極繩絞車運輸,拉移膠帶運輸機機尾采用JH-14型回柱絞車。2、運輸線路:地面7副井7副井井底車場7 -175主石門7 11米區軌道上山7
39、11米區第三(四)中部車場T 11201上(下)順槽T工作面。二、運煤工作面采用SGZ-764/500型前部刮板輸送機和 SGZ-630/264型后部刮板輸送機運輸,工作面刮板運輸機與下順槽轉載機搭接,轉載機與膠帶輸送機搭接,下順槽膠帶輸送機與第四中部車場溜煤眼搭接,經11采區膠帶上山把煤運到主井底煤倉,通過主斜井膠帶輸送機運到地面。三、運煤線路工作面7下順槽7第四中部車場煤倉711采區膠帶上山7主井底煤倉 7主斜井膠帶7地面煤倉。第二節通風系統一、通風系統(一)、工作面風量計算1、按瓦斯涌出量計算:Qw二Qgmax/(Cg-Cm)=4.6/( 0.5 % -0) =920n3/min式中:Q
40、(g)max工作面絕對涌出量最大值 ni/min;Cg-工作面回風流中瓦斯最高允許濃度,按集團公司一通三防管理手冊規定,在正常通風條件下,回風流瓦斯濃度不超過0.5 %,取0.5%;Cm-工作面進風流中瓦斯濃度,取 0。2、按人數計算Qw=4NK=X 90X 1.05=378m/min式中:4每人應供給的最小風量,m/min ;N工作面最多人數90 (按交接班時的人數+檢修班人數+下井領導)K備用系數,取1.05。3、按工作面進風流氣溫計算:Qw=60vsk=60Qmin,故工作面配風量取 Qw=9203/min。二、通風線路1、新鮮風流:副井(主斜井)7井底車場7-175主石門7 11米區軌
41、道上山7 11201下順槽7工作面。2、乏風風流:工作面7 11201上順槽7回風斜巷7 11采區回風上山7巷風回中央風井總回風巷7中央風井。附圖:11201綜采工作面通風系統圖。用專區采1;- 風回總區采1二*_山上帶膠區采1_tfl ,J區采1產:=/-* -寧 匕齊迪上 - 設計停采線-亠 r-Y+ P :槽順面fln|【I第三節供排水系統一、供水系統地面設有靜壓水池,專為井下灑水防塵所用,工作面從總回風巷分別 向工作面上、下順槽供水。1、上順槽安裝一趟3寸凈水管路,向上順槽及工作面各用水地點供水。2、下順槽安裝一趟3寸凈水管路,向下順槽用水地點及轉載機頭供水。二、供水線路1、地面靜壓水
42、池7副井7 -175主石門T 11采區總回上山T下順槽回風斜巷7 11201工作面下順槽。2、地面靜壓水池7副井7 -175主石門T 11采區總回上山7上順槽回風斜巷7 11201工作面上順槽。三、排水線路1、111201工作面及下順槽的水,通過下順槽水泵排至回風上山,由回風上山排至-175主石門,經水溝排至副井底水倉。2、11201上順槽的水,通過水泵由回風斜巷排至回風上山,經水溝流至井底水倉;水溝必須經常清挖,保持暢通。第四節安全監控系統安全監控系統:11201綜采工作面設置五個甲烷傳感器,下順槽距切巷 不大于10m位置設置一個(報警濃度0.4%CIH,斷電濃度0.5%CI4復電 濃度V
43、0.45%Cb),斷電范圍為工作面及上、下順槽內所有非本質安全型電氣設備;上順槽設置四個:一個設置在上順槽距工作面10m以內的位置,一個設置在上隅角,一個在上順槽中間處,一個設置在距回風巷口10-15m的范圍內(報警濃度0.6%CH斷電濃度0.8%CH復電濃度V 0.5%CIH),瓦斯超限時自動斷電,斷電范圍必須包括工作面及上、下順槽內所有非本 質安全型電器設備。CO探頭設置在上隅角;所有探頭懸掛于距幫不小于300 伽,距頂不大于200伽;采煤機滾筒附近掛甲烷傳感器,瓦斯超限時自動 斷電,斷電范圍包括工作面及回風流中所有非本質安全型電器設備和線 路。在巷道灑水時應避開探頭,以免影響監測值的準確
44、。探頭修理工在現 場進行探頭校對或修理時,必須攜帶便攜儀,發現瓦斯異常及時匯報。附圖:11201綜采工作面通信監測系統圖。巷風回用專區-區采12 7-J-山f上風回 ._ - 回總區采?-木 11 -山上帶膠區采11工山上孑壬 道軌區采11:.,電7=:3曲逹*:A*一70、區變電所二忌-7J設計停采線I.,jr-r q綜槽順電|8u室1L站,n面巷室硐2順室避 1電|例話*集團(河南)*煤業公司采煤系統作業規程 *集團(河南)*煤業公司采煤系統作業規程 第五節供電系統一、機械設備配套MG250/60WD型電牽引采煤機,功率為 600KV; SGZ764/500型前部運輸機功率為2x250KV
45、y SGZ630/264型后部運輸機功率為2x132KVy轉載機SZQ-200型轉載機功率為200KW破碎機110KVy乳化液泵站功率為200KVy一備一用,注水泵站功率110KW一備一用;下順槽第一部刮板運輸機200KVy 皮帶運輸機總功率為2X160KW/供電電壓采用1140V電壓供電。二、工作面供電負荷分配1、前后部運輸機、轉載機、破碎機、共用一臺KBSGZ Y1250/10/1.2型移動變電站,裝機總功率為1074KW2、工作面采煤機、下順槽第一部刮板運輸機、膠帶運輸機、共用一臺KBSGZ Y1250/10/1.2型移動變電站,裝機總功率為 1120KW/3、乳化液泵站在11采區變電所
46、使用一臺KBSGZ Y500/10/1.2型移動變電站,裝機總功率為620KW三、變壓器選擇及電壓損失計算:1、前后部運輸機、轉載機(1)總功率為1074KVy最大電機功率250KVy其負荷計算容量為:P250K =0.4 +0.6-ma =0.4 +0.6 咒 =0.54-1074比4匹二05皿=828.5KVAcos% n0.7故前部輸送機、后部運輸機、轉載機、破碎機選取1臺KBSGZ Y-1250/10/1.2kVA型移動變電站供電,編號為1#移動變電站。(2)電壓損失計算供電網絡允許電壓損失:iUp = U2n-0.95UN =1200-0.951140 = 117V該線路考慮電纜的松
47、弛度按1000m計算,考慮前、后部運輸機、轉載 機的啟動電流選用二根95mm電纜供電,其阻抗0.247 Q/km。額定電流前部運輸機額定電流:Is =PN250= = 149A73Un cos73*1.10.85后部運輸機額定電流:PN132Is =79 A73Un cos73*1.10.85轉載機額定電流:PN200I s = 119A73Un cos73*1.10.85破碎機額定電流:PN110Is /3UnCOsW 731.14*0.8566A故: .=(149x2 + 79x2+119+66)+2=321根據 AU =1腫丫。|_ =321x0.247x1 =797線路總電壓損失:79
48、Vk 117V,滿足電壓損失需求。2、采煤機、膠帶運輸機、一部溜子(1)總功率為1120KVy最大電機功率為250KVy其負荷計算容量為:P250K =0.4+0.6天 =0.4 + 0.6=0.534送 Pn11200.7Sca 邛吒 PN=0.5341120 =854.4KVA cos% n故采煤機、皮帶、溜子選取1臺KBSGZ Y-1250/10/1.2kVA型移動變電站供電,編號為2#移動變電站。(2)采煤機供電電壓損失供電網絡允許電壓損失:AUp =U2n-0.95UN =1200-0.95 *1140 =117V該線路考慮電纜的松弛度按1000m計算,其阻抗0.247 Q/km。6
49、00采煤機額定電流le =產N=產=357AV3Un cosy3x1.14x0.85根據 AU =leXYoXL =357x0.247x1 =88V線路總電壓損失:88VV 117V,滿足電壓損失需求。3、液壓泵站注水泵110KW一備一用;液壓泵200KW一備一用,總功率620KW預計最大使用功率510KW其復合計算容量為: TOC o 1-5 h z P200K =0.4+0 =0.4 + 0.6x=0.63Z Pn510Sca=K4=03=459KVAcosw n0.7故液壓泵站選用1臺KBSGZY-500/10/1.2kVA型移動變電站供電,編號 為3#移動變電站。四、11201綜采工作
50、面供電系統設計方案說明在11采區第四中部車場做一個供電站,放置 1 #和2#移動變壓器,分 別給前、后部運輸機和轉載機、破碎機、前、后部運輸機轉載機的開關和 采煤機、第一刮板運輸機、膠帶運輸機供電;其中采煤機、第一二部膠帶 運輸機、泵站由11采區變電所3#移動變壓器供電;供電距離150nr。附圖:11201綜采工作面供電系統設計示意圖。*集團(河南)*煤業公司采煤系統作業規程 *集團(河南)*煤業公司采煤系統作業規程 藥泵水dW-藥泵水dEo- 一cwsZiCoo-TYGSdmo 5、木 m_ 廠 X42-H+93C4YSdp Lo第六節通信照明系統一、通信系統1、工作面上端頭、轉載機頭、下順
51、槽膠帶輸送機頭、無極繩絞車車房處及上、下順槽壓風自救硐室各設一部電話。2、工作面每10架、轉載機處各安設1臺通信控制系統。二、照明系統工作面每10架安裝照明燈1個,下順槽每10m安裝一臺電棒。第七節礦壓觀測1、礦壓觀測系統:工作面于布置七條礦壓觀測線,安裝了KBJ-60HI礦用數字壓力計,其具體位置見下表。附:11201綜采工作面數字壓力計安裝位置一覽表。壓力計編號1234567所在支架號51525354555592、工作面監測數據通過FCH32/0.2數據采集器采集工作面壓力計數據,輸入電腦分析。工作面壓力計應懸掛于支架立柱之間空隙中,工作面壓力 計有專人負責管理、維護。工作面收集數據應保持
52、一星期兩次,由專人負 責礦壓數據的采集及數據處理工作,生產技術科負責監督落實。3、收集數據時,應用采集器紅外線接收器對應測力計紅外線傳輸裝置,采集數據中應盡量避免抖動,以防數據接收時數據丟失。4、附圖:11201綜采工作面支護示意圖。*集團(河南)*煤業公司采煤系統作業規程8 *集團(河南)*煤業公司采煤系統作業規程8 11201綜采工作面支護示意圖上順槽泵站2、移動變電站3、轉載機4、前部運輸機IA、I 1才A Q15、后部運輸機 6、采煤機7、皮帶運輸機中間支架9 、端頭支架*集團(河南)*煤業公司采煤系統作業規程 *集團(河南)*煤業公司采煤系統作業規程 第五章勞動組織和主要技術經濟指標
53、第一節勞動組織、作業方式采用“三八”制作業方式。每天八點班前 4個小時為檢修時間。二、工作面生產能力11201綜采工作面設計可采平均走向長 637m平均傾向長87m平均煤厚4.7m。八點班割煤2刀,零點、四點每班割煤4刀,日進10刀(6m。1、工作面日產量A二LLMrCR=87X 6X 4.7 X 1.38 x 0.93 3149t式中:A-日產量t ;L-工作面長度87mL1-日推進度6mM-工作面平均煤厚4.7m;r1-煤的容重1.38t/m 3;C-煤炭資源回收率0.93 ;工作面月產:An二AXdx g3149X28x0.9=79354t式中:A-工作面日產量3149t;d- 工作面月
54、生產天數28天。R-正規作業循環率0.9。三、工作面勞動組織附圖:11201綜采工作面正規作業循環圖表。占八、占八、占八、水注修十弓t=._超產一一 1煤放47V32a1m987機f卡牙一-一舛一41-f =一送7=)JSr芬10次m面一k=二表5-1 11201綜采工作面勞動組織表工種班次小計一班二班三班檢修班跟班隊長11114驗收員11103班長22228采煤機司機33309運輸機司機33309轉載機司機11103司泵工11103皮帶司機11103支架工111111033運料工00077機修工00055電鉗工11158支架維修工00055替棚工666018合計31313125118第二節工
55、作面主要技術經濟指標表5-2 11201綜采工作面主要技術經濟指標序號指標名稱單位數量備注1米面可米長度m6372米面可米寬度m873煤層傾角度164煤層厚度m4.75煤層容重t/m31.386可采煤量萬噸27.27回米率%938采出煤量萬噸24.59循環進度m1.210循環個數個/日511循環產量噸63012正規循環率%9013日產噸314914月產噸7935415回米工效噸/工24.0216機采高/總采高m2.5/4.717采面服務年限月4.318基本支架/過渡支架/端頭支架架52/4/219圓木消耗量(直徑200mm)立方m/萬噸320油脂消耗kg/萬噸40第六章煤質管理一、煤質指標和要
56、求工作面回采原煤煤質指標:水分W 7%灰分W 30%含矸率W 8%在回采期間遇薄煤帶、底板起伏變化大等因素的影響,要采取措施,要求盡量 減少水、矸石進入正常煤流。二、提咼煤質措施1、灰分控制1.1綜采預備隊成立煤質管理領導小組,由隊長任組長,跟班隊長任副組長,頂煤低于800mm勺區段不得打開天窗,如工作面頂煤變厚,具備開 天窗的條件,必須經調度及煤質部門同意方可打開,放煤時做到見矸關門 和煤墻不流矸。1.2工作面浮煤要清凈,不準隨意丟底煤。回采期間加強頂板管理,工作面堅持帶壓移架,煤墻松軟易片時,要采取超前拉架及時支護措施,煤 墻片幫超過800mm寸,要采取人工支護,防止支架梁前冒頂流碴,另外
57、工 作面采碴期間,工作面要適當降低采高,盡量減少矸石來源。1.3工作面仰采地段,要采取超前拉架及時支護措施,防止支架梁前冒頂流碴。1.4綜采預備隊技術員經常下井指導放煤工作,在煤厚變化地段,要根據煤厚調整放煤參數和工藝,提高工作面煤炭回收率和煤炭質量。1.5當工作面打碴高度超過800mn時,必須采取放松動炮處理,放炮后及時將大塊矸石撿出丟入上下端頭尾巷,或采取分裝分運措施。1.6工作面過地質構造時,要制定措施,以減少打碴。1.7加強現場跟班力度,落實煤質保證措施,同時進一步搞好井下生產檢查煤樣、可采煤樣的采集與檢驗工作,嚴密監控煤質動態變化。1.8實施分裝分運分儲措施,期間調度、生產、煤質部門
58、應派專人24小時跟班,落實措施的執行情況。1.9篩選廠要始終保證13mn螺旋篩正常運行,強化風選設備的管理,確保系統正常運轉,不斷提高篩分效率及風選效果,以提高商品煤質量。1.10膠帶司機要認真協助煤質管理員,發現大塊矸石和雜物及時停機撿出,禁止大塊矸石外運。2、水分控制2.1開機前,必須將工作面、兩端頭積水排凈后,方可開機。2.2各轉載點、采煤機內外噴霧、架間噴霧必須做到停機停水,開機開噴霧。2.3正常生產期間,前后部運輸機、轉載機、膠帶設備冷卻水嚴禁進入煤流。2.4在工作面設備檢修期間,必須將各設備冷卻水關閉(檢查冷卻系統時除外)3、提高煤炭回收率管理規定3.1工作面初采初放期間,工作面頂
59、煤盡量放凈,頂煤厚度大于2m且直接頂能及時垮落充填老塘側時,老塘側應進行放頂煤,減少采面初采期間的煤炭損失。3.2工作面正常生產期間,切巷每向前推進5-10m,綜采預備隊至少探一次底煤厚度,礦地測部門每旬組織一次對切巷頂底煤厚度探測,根據采面送巷時的探煤厚記錄,如有底煤,必須制定專項措施,及時落底,提高煤炭回收率。3.3堅持實行間隔多輪次間隔放煤方法。根據不同的煤厚條件,確定合理的放煤步距、放煤順序、間距、輪次數,嚴格控制每輪次的放煤量,保證均勻放煤,頂煤均衡垮落。3.4地測科根據掌握的頂底煤厚度,每月計算一次回采率,回采率低于 93%寸,要組織分析原因,回收率的高低和采煤隊的噸煤單價掛鉤,調
60、動采煤隊的生產積極性,回收率的統計、計算、填寫三量報表由地測科負責。第七章油脂管理1、油脂設專人管理,對油脂的使用要嚴格管理,嚴禁浪費。使用中不2、各種油脂要分類擺放,掛牌管理,油脂要專桶專用。得任意更換油脂的品種或混用不同品牌、不同品種的油脂。3、工作面使用油脂的粘度、燃點、水分、酸值、雜質,應進行抽樣化驗,不符合要求的油脂,堅決不能使用。4、使用油脂前必須進行過濾,并設專門的密封油箱保存,換油時,要徹底清洗油池,做到無油垢、無水分、無銹蝕、無雜物。5、油箱內壁和油中浸泡的器件表面,禁止涂刷油漆 ,以防油漆溶解而產生的沉淀物吸入液壓系統中。6、注油時,要仔細清洗注油器,防止煤、巖及水進入。用
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