16M3301工作面回采.docx
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16M3301工作面回采
大方县兴达煤矿
16M3301工作面回采
作业规程
编制:
艾俊达
矿长:
赵云发
年月日
措施作业规程会审情况表
会审意见:
日期:
年月日
会审意见:
日期:
年月日
会审意见:
日期:
年月日
目 录
工作面回采地质说明书…………………………
第一章 概况…………………………………………
第二章 采煤方法和回采工艺………………………
第三章 工作面通风系统……………………………
第四章 劳动组织和循环作业………………………
第五章 主要技术经济指标表………………………
工作面灾害预防…………………………………………
爆破说明书………………………………………………
16M3301工作面回采地质说明书
地质构造情况
工作面内有断层1条,落差0.3-1米之间,其中运输巷1条,回风巷1条。
水文地质情况
该工作面上覆M23煤层,间距一般50—60,涌水来源主要为顶板裂隙水,水量不大或无水。
瓦斯情况
作面在掘进时瓦斯涌出量为0.9—1.0m3/min,在将来的回采过程中,瓦斯涌出量预计为8m3/min—m3/min。
注意事项与意见
该工作面地质构造一般,煤层顶板局部裂隙发育,回采时应加强顶板及瓦斯管理工作。
回采前按探放水设计要求打钻放水,待确认防水完毕后方可回采。
工作面名称
16M3301
与地表关系
距地表重深200—350m
工作面特性
走向长
最在180米
最小165米
开采煤层
M33煤层
倾向长
最大90米
最小60米
平均
65m
储量
平面积
11050m2
斜面
11917.8m2
溶重
1.54t/m3
储量
28447.8
可采储量
27025.4吨
回采率
95%
煤层情况
厚度
最大2.00m
最小1.40m
平均1.55m
倾角
最大33°
最小20°
平均22°
结构
条带状和线理状结构含夹矸2层
稳定性
属于较稳定煤层
物理性质
半暗—半亮型煤,玻璃光泽。
煤
层
顶
底
板
岩
性
第一章概况
一、工作面位于33煤层内,上至1659.0水平,下至1648.3水平,该工作面距地表垂深为200—350米。
二、16M3301工作面可开采煤层为M33煤层,预计回采过程中瓦斯涌出量为8—12m3/min。
三、16M3301工作面内有小断层1条,落差0.3—1米之间。
其中,运输巷1条,回风巷1条。
四、工作面主要水源为顶板裂隙水,水量不大,一般无水。
五、16M3301工作面平均走向170米,煤层平均厚度为1.55米,煤层平均倾角为22°,可采储量为27025吨。
六、16M3301工作面采用走向长壁后退式采煤法进行回采,工作面采用滑槽溜煤。
七、采场支护使用DZ—20型外注式单体液压支柱配合HDJA—1000型金属铰接顶梁支护,采场布置为“三四”排错梁齐柱式管理顶板,一次采全高,循环进度为1.0米,采用全部垮落法处理采空区。
八、16M3301工作面作业组织形式为两采一推“三·八”作业制,工作面劳动组织形式为综合工种分类作业。
第二章采煤方法和回采工艺
一、采煤方法
16M3301工作面的采煤方法为走向长壁后退式采煤法,全部垮落法管理采空区。
二、回采工艺
1、落煤
采用爆破落煤方式进行施工(炮眼布置风炮眼布置图)
2、运煤
工作面内采用滑槽溜之大吉煤,运输顺槽巷采用ST—4.0型刮板输送机运煤。
三、顶板管理及支护选择
(一)采场支护形式
采场支护采用DZ—20型外注式单体液压支柱配合HDJA—1000型金属铰接顶梁支护顶板。
采场支护布置为“三四”排错梁齐柱式管理顶板,最大控顶甲基为4.20m,最小探顶距为3.2m,排距为1.0m,柱距为0.8m,放顶步距为1.0m。
(二)切顶线特殊支护
1、切顶线支护,初次放顶期间,切顶线采用连续戗棚支护,初次放顶结束后,切顶线采有戗柱护,主距为1.2m。
2、机头、机尾端头支护,采用DZ—20型外注式单体液压支柱配合3.8米长II型号钢梁做‘四组八梁’迈步支护,组间为800mm(中一中),组内距200mm(中一中),组内梁迈步距为0.8m。
运输回风巷超前支护,采用DZ—20型外注式单体液压支注配合HDJA——1000型金属铰接顶梁进行支护,柱距为1.0m,从煤壁靠采面侧20米,另一侧10米。
采空区处理方法:
全部垮落法。
四、支护演算
1、DZ—20型外注式单体液压支柱额定工作阻力为300KN。
2、所采煤层的顶板压力:
P=(4—8)mrt/m2
式中:
4—8——取6
M——采高取(m=1.75m)
R——顶板溶重,经测定为r=2.7t/m2
即:
P=6×1.75×2.7=28.35t/m2
=277.83KN/m2
3、单体液压支柱所承受的压力;
最大控顶距时:
277.83×4.2×0.8÷4=233.38KN<300KN
最大控顶距时:
277.83×3.2×0.8÷3=237.08KN<300KN
通过支护演算,说明采场支护密度符合要求。
采煤工作面支护设备和材料的用量
1、DZ—型单体液压支柱
基本柱;65÷0.8×4=325棵
贴帮柱:
65÷1.2=54.16≈55棵
戗柱;65÷1.2=55棵
超前柱:
60棵
注;(10%备用率)49.5棵,即取50棵。
共计:
495+50=545棵
2、HDJA—1000型铰接顶梁
基本梁:
625÷0.8×3.5=273.4=274棵
超前梁:
60棵
备用梁(10%备用梁)34棵
共计:
334+34=368棵
3、3.2米长“JI”型钢梁22根。
第三章工作面通风系统
一、16M3301工作面风量计算:
1、按瓦涌出量计算:
Q采=100q瓦斯×K采通=100×2×1.5=300m3/min
2、按人数计算
Q采=4×N采=4×56=224m3/min
3、按风速进行计算:
Q采=60×V×S=60×0.5×6.475=194.25m3/min
4、按风速进行计算:
Q采≥15×S采=15×6.475=97.125m3/min
Q采≤240×S采=240×6.475=1554m3/min
由此可知,工作面所需风量为:
Q采=300m3/min
第四章劳动组织和循环作业
16M3301采煤工作面回采作业组织形式为两采一推,“三·八”作业制,零点班(0:
00—8:
00)为检修班,八点班(8:
00—16:
00)和四点班(16:
00—24:
00)为采煤班,工作面劳动组织形式为综合工作分段作业。
(具体情况风下表)
注:
泵站司机的工作包括看工具在内。
支柱工的工作为挂梁、移滑槽、支柱、回柱放顶等。
超前支护的工作为打超前支护和替换木棚。
序号
工种
班次
合计
八点班
四点班
零点班
1
打眼放炮工
2
2
2
6
2
溜子司机
2
2
1
5
3
泵站司机
1
1
2
4
4
跟班电工
1
1
1
3
5
三铁管理员
2
2
1
5
6
支护工
14
14
2
30
7
班长
2
2
2
6
8
超前支护工
1
1
2
4
9
队长
1
1
10
验收员
1
1
11
跟班队长
1
1
2
12
技术员
2
2
13
上隅角充填
3
3
14
端头支护工
8
8
16
15
砸大块工
1
1
2
16
看电缆工
1
1
2
合计
36
40
16
134
第五章主要技术经济指标表
序号
项目
单位
指数
备注
1
工作面平均倾斜长
米
65
2
倾角
度
22
3
采高
米
1.75
4
循环进度
米
1.0
5
循环产量
T
153
6
月循环次数
次/月
55
7
日循环次数
次/日
1.2
8
月产量
T
50401
9
日产量
T
183.6
10
回采工效
T/工
1.35
11
坑木消耗
M3万吨
21
12
炸药消耗
Kg/万吨
110
13
雷管消耗
发/万吨
360
14
实际出勤
人
136
15
工作在册人员
人
149
16
正规循环率
90%
17
出勤率
90%
工作面安全技术措施
第一章灾害预防
一、一般规定
1、井下人员必须掌握各种灾害事故的预兆,一旦发现预兆或事故发生.由现场班长以上的干部以及有经验的人员迅速将事故控制到最小程度,并向矿调度室汇报,若威胁到职工生命安全,则迅速将全部人员沿避灾路线撤到安全地点。
2、井下所有作业人员必须认真学习《2008年灾害预防及处理计划》
3、本工作面的作业人员必须熟本采面各种灾害的避灾路线。
二、火灾预防
1、所有电气设备必须做到三无、四有齐全。
2、皮带机头、机尾必须安设灭火器2台,沙箱0.2m3,附近5米内无易燃堆积物。
3、加强电气设备管理,杜绝炎源,消灭失爆,液力联轴器必须按规定使用油或水。
4、回风巷、运输巷必须按规定安设隔爆水棚
三、瓦斯、煤尘爆炸的预防
1、加强瓦斯检查,严禁空班漏检,坚持瓦斯连续监测,瓦斯浓度超过1%时,必须停止作业,瓦斯浓度超过1.5%时,必须停电,把人撤到新鲜风流中,待瓦斯浓度降至1%以下后,方可恢复作业。
2、坚持使用瓦斯探头进行连续监测、使用好瓦大公报电闭锁。
3、加强工作面上隅角的管理,上出口放炮时。
炮眼口斜向机头,放炮时在第一排,炮落时基本柱持挡皮隔离采空区,瓦斯泵不能正常运转或放管路不能正常抽放都必须向矿调度汇报,并派瓦检员控受到影响地点,一旦瓦斯超限,严禁作业。
4、所有转载点必须有喷雾装置且必须能正常使用。
5、上下机窝放炮前后,必须洒水灭尘。
四、水灾预防
1、采煤工作面所有人员必须熟悉透水预兆,采面透水预兆有:
顶板煤岩变潮、有滴水或淋水、挂红、挂汗、产生雾气等现象。
2、16M3301运输巷、风巷水沟必须经常清理,随时保持畅通,各排水点的水泵要保持完好,并有备用水泵。
五、顶板灾害预防
1、采面所有工作人员必须知道顶板大面积来压特点,顶板大面积来压普遍现象:
顶板掉开裂、片帮、支柱载荷急剧增加、顶板下沉和下沉速度急剧增加,出现煤岩破裂的霹雷声。
2、采面必须进行矿压观测和动态监测,掌握顶板活动规律,掌握基初次来压步距和周期来压步距,为工作面的顶板管理提供科学依据。
3、定期召开顶板专业会议,对当月的工作进行总结,对下月顶板上存在的隐患提出针对性措施。
4、当采面顶板出现明显下沉、压力急剧上升,大面积来压时,立即撤出所有人工作人员,并汇报矿调度,待压力稳定后再采取措施进行处理。
5、采面在初采、搬家、过地质构造及顶板破碎带时,必须制定有针对性的专门措施。
6、严格采面的质量管理,坚持进行班评估,每班回采前必须检查基本支护和特殊支护的支护质量。
对不符合要求的必须进行重新整改,否则不得生产。
第二节避灾路线
(风避灾路线图)
第六章安全技术措施
1、工作面的采煤方法为走向短壁后退式采煤法。
全部跨落法管理采空区。
2、采场支护用采DZ-20型外注单体液压支柱HDJA—1000型金属铰接顶梁支护顶板,采场支护布置为“三、四”排错梁齐柱式管理顶板,最大控顶距为4.2米,最小控顶距为3.2米,排距为1米,放顶步距为1米。
3、工作面支柱迎山角为1-2度,顶梁与煤辟的端面距不大于300mm,支架的顶梁必须垂直于煤壁。
4、沿煤壁每隔1.2米打设一颗贴帮柱,贴帮柱必须打在机道上方的铰接顶梁上。
5、炮眼布置为五花眼布置工作面放炮警戒距离为75米(见炮眼布置图)。
6、工作面机头、机尾端头支护用DZ—20型外注式单体液压支柱配合3.8米长“II”型钢梁,梆“四组八梁”迈步支护,组间距800mm(中一中),组内距为200mm(中一中),组内,梁迈步距为0.6米运输巷、回风巷端头支护分别加设一组大梁支护在运输巷和回风巷的工字钢梁棚和替换木棚下。
7、运输巷、回风巷超前支护;采用DZ—20型外注式单体液压支柱配合HDJA—1000型金属铰接顶梁支护,作用在工字钢梁和回风巷的替换木棚下,铰接顶梁必须铰接。
超前支护从煤壁起靠采面侧20米,另一侧10米,尾部与工作面切顶线相齐,超前支护高度不小于1.6米,并保证有大于0.7米的人行道宽度,超前支护尽量与巷中线对称支护。
8、切顶线支护:
初次放顶期间切顶线采用连续戗棚支护,初次放顶后,切顶线采用戗柱支护,柱距为1.2米戗柱打设在最后一排柱梁接头外,创柱脚打设在第三排柱柱窝上。
9、端头支护,超前支护支设的液压支柱三用阀垂直于煤壁,中部支柱三用阀平行于煤壁。
10、工作面单体液压支柱的初撑力不得小于90KN,乳化泵站输出的压力不得低于18Mpa,乳化液的配比浓度为0.5%。
11、液压支柱不得直接打设在顶板上,不得打设在铰接顶梁铰接处。
12、工作面备用柱打设在第三、四排作全承压支护。
13、若顶板破碎需及时挂梁。
14、工作面移溜时,需要成段往前段,并保证溜子平直。
15、工作面溜子与运输巷溜子搭接长度为150—250mm,高度差为250—300mm。
16、采面回风巷用直径为16—18cm和新圆木作超前替换工字钢梯形棚梁圆木架设于超前铰接顶梁上,超前要木棚距采面煤壁大于5米。
第二节一般规定
1、所有工作人员必须牢固树立安全第一的思想,严格执行三大规程及安全技术上的有关规定,严禁违章作业违章指挥。
2、回采前所有施工人员及有关管理人员必须认真学习本规程,并经考核合格后,方可上岗作业,在采面作业成绩过程中,严格按照本规程规定执行。
3、所有机电设备操作人员必须持证上岗,离岗前必须切断设备电源
4、下井的要休息好,下井时要佩带好完好的劳保用品,佩带好的自救器,班长和放炮员佩带便携式瓦检仪。
5、严禁酒后下井,严禁携带烟草及易燃物品下井,严禁穿化纤衣服下井。
6、在井下行走时要走规定动作的行人巷,有事必须行走绞车道时,必须严格执行“行车不行人,行人不行车”制度,严禁乘座溜子。
7、若工作面压力增大,有冒顶垮面的预兆时,要将人员及时撤到安全的地点,待压力稳定后,由外往里加强维护好后,再继续工作,维护时要设专人观山,严格执行敲帮问顶制度,并且确保退路畅通。
8、如工作面发生灾害时,必须迅速按该灾害的避灾路线由采区值班区长和班队长组织撤离并清点人数。
9、跨越溜子时,不得踩在溜槽上,必须行走过桥,翻越时还要注意溜槽是否有大块,以防伤人。
10、禁止在刊号上拆卸矿灯。
11、每个施工人员必须及时参加班前会,认真听取班队长的工作布置和应注意的安全事项,不参加班前会的职工不行下井作业。
12、当班班队长要将本班的出勤人数和工作安排及时向矿调度汇报,下班时向矿调度汇报工作完成情况。
13、当班负责人必须和工人同下同上,并提前检查采面情况,若发现不安全隐患,必须积极带领工人进行处理,班中、班后要对工作面情况进行严格详细的检查,对工程质量不合格的地段及时整改。
14、开工前,所有施工人员必须检查各自作业地点的工程质量和安全情况,发现不安全隐患,必须立即处理,待处理好后方可进行其它工作。
15、每班都必须严格执行交接班制度及汇报制度,把当班遇到的问题和存在的隐患向调度汇报清楚,且提出处理意见及注意事项。
第三节工程质量管理
1、采面工程质量严格按照,生产矿井质量汇报标准化标准》规定执行,切实达到动态达标,保证安全生产。
2、采面验收员对每班工程质量要严格检查,达不到标准和要求的要责令其重新整改,做到不合格不准升井。
3、每班坚持班评估。
4、对采面进行安全质量检查,随时提出存在的安全质量问题,采煤队要对所提的问题进行认真整改。
第四节工作面打眼、放炮安全措施和火工品管理
1、打眼地段支护必须齐全完好,打眼时,人员要站在支护齐全完好的地点进行,炮眼眼口朝机头方向倾斜。
2、打眼时,应严格按照本作业规程规定的炮眼布置图进行,如有特殊变化,经现场跟班、队长汇报后提报安全措施或案报告后方可改变。
3、打眼时,禁止戴手套,工作服袖口必须绑扎好。
4、打眼时,必须用水炮泥、黄泥充填好,并且一次装药一次起爆。
5、装药时,必须用水炮泥、黄泥充填好,并且一次装药一次起爆。
6、机尾放炮前,必须将挡皮挂好,并用竹笆或破板对机电设备进行必要的保护。
7、放炮前,要对放炮地占附近进行加强支护,所有支柱必须进行二次注液。
8、放炮前,班长必须在能通往放炮地点的所有通道上,距放炮地点75米以外派专人设置警戒,警戒范围内严禁有人,经联系确认警戒设置好后方可进行爆破作业。
警戒的撤除只能由班长进行。
9、爆破后,用乳化枪进行洒水灭尘。
10、爆破后人员进入机窝作业时,必须先进行敲帮问顶工作,用长把工具找尽悬矸石,维护好顶板后方可进行其它工作。
11、要及时进行挂梁打柱或移梁打柱工作。
12、打眼放炮时,必须坚持“一炮三检查‘和’四人联锁”放炮制度,打眼前、放炮前、放炮后必须有专职瓦检员检查放炮地点附近20米范围内的瓦斯情况,如瓦斯浓度大于等于1%时,严禁作业。
13、打眼放炮时,必须严格按照《煤矿安全规程》(2005版)第316、317、318、321、324、325、326、317、328、329、331、332、333、334、335、336、337、338、339、340、341、342、条执行,在组织学习时一并贯彻。
14、在处理拒爆、残暴时,必须严格按《煤矿安全规程》(2005版)第341、342条执行。
母线长度不得小于100米,若母线被崩断、损坏的必须及时增补更换,严禁出现明接头。
第六节移溜技术安全措施
1、工作面每推进1米推移一次溜子,溜子机头、机尾采用回柱绞车拖移,中部单体液压支柱推移。
2、移溜前,先检查支护是否完好,特别是机头、机尾的大梁是否齐全完整,如有隐患,必须先处理好后方可进行移溜工作。
3、移溜前,先准备好移溜工具。
4、移溜前,应把机道内浮煤清理干净,将底板找平,放好防碍移溜的支柱。
5、移溜前,先打设好戗柱,戗柱要升紧升牢,当顶板坚硬时,可将戗柱直接打设在刨好柱窝的顶板上,当顶板比较破碎时,可将戗柱设在后方的顶梁上,并打好反戗柱,不准将戗柱支设在单体液压支柱上、以防顶坏支柱。
单体液压支柱严禁顶在正规支护支柱下。
6、移溜时,作业人员要站在单体液压支柱上方,精力必须集中,当发现溜子脱节时,应立即停止推移,并收回移溜支柱,处理好后,方可进行工作。
同时,在移溜过程中,应注意前方贴帮柱及后林移溜戗柱的牢固情况,防止顶倒柱子造成冒顶或倒柱伤人。
7、移溜时,为防止过大弯曲造成溜槽脱节,必须采取两个以上单体液压支柱交替顶移,保证最小弯曲不小于米,严禁出现急弯。
8、在顶板压力大、顶板破碎地段移溜时,应尽快移,以便及时支打第一排基本柱,也利于顶板维护,如不能一次移完,可分次前移,及时打上临时支主,待移到位后,打上基本柱再拆除临时支护。
9、使用回柱绞车拖移溜子机头、机尾时,信号必须清晰、准确绞车司机精力要集中,绞车前方及钢丝绳两侧严禁有人,移溜人员站在安全地点,观察机头、机尾移动情况,防止撞倒上下巷棚子而造成冒顶事故,并禁止来往人员行走,打信号的人员要手不离按钮,以便及时发出开停信号。
10、移溜工作应在刮板输送机运行中、不准停车移溜,但拖移机头、机尾时,必须停开溜子,待机头、机尾移到位并打上压柱后,方可开动刮输送机。
11、移溜时,不得任意分段或由两端向中间推挤,应先从机头或机尾依次按顺序向中部移动,否则禁止作业。
12、拖移机头、机尾时,必须先将机头、机尾和过渡槽附近的浮矸或浮煤及杂物清理干净,以免机头、机尾抬高和损坏过渡槽,机头、机尾不落后也不超前,保证与机身一致。
13、移溜子机头时严禁用运输巷溜子拉移。
14、移溜时,靠煤壁侧严禁有人。
15、已移溜后,溜之大吉子必须保持“平、稳、直”,工作面溜子机头架距大梁的距离必须大于等于400mm。
第七节顶板管理安全措施
A、采面支护
1、移溜后要及时按规定将溜子后方第二排基本柱打齐,并打好戗柱及戗棚等特殊支护,加强切顶线支护。
2、随时严格执行敲帮问顶制度;如有松动悬砰,必须站在安全地点用长把工具找掉。
3、支柱打设必须迎山有力,立于实底,不得打在浮煤浮上,顶要背严接实。
4、同一排支柱要打成一条直线,排、柱距要符合规程规定。
5、如顶板破碎、煤壁片帮,必须及时挂梁,背好顶,及时支柱打齐贴帮柱。
6、如遇特殊地质构造,如断层、顶底板不平等现象时,可根据具体情况支打支柱,但支柱必须迎山有力。
7、在顶板破碎段,打临时支柱或贴帮柱时要及时,且必须设专人观山,注意观察顶板及煤壁情况,发现隐患要及时撤人。
8、工作面有拉沟或顶板有裂隙时,不得对准拉沟或裂隙支打支柱,必须沿拉沟或裂隙两端架设支柱或打戴帽点柱。
9、支柱时,必须使铰接顶梁与顶次石盖吻合,以防止支柱偏心承载,压坏活塞。
10、支柱时要二人配合作业,一人将支柱对号入座,并抓好支柱把手,扳动注液枪手把升柱。
注液枪插入阀嘴前,应先用注液枪冲洗阀嘴,另一人查看顶板,扶好顶梁和水平销,防止水平销从顶梁缺吕掉落伤人,支柱升紧前,要把顶梁调正、使之垂直与煤壁垒森严并刹好顶。
11、支柱时,应将三用阀朝向向下部,支柱不得打在两顶梁铰接处,支柱初撑力不得小于90KN。
12、支柱工用手抓拿反柱手把时,应使掌心向上,防止升柱过程中,顶板矸石掉落砸手背。
13、工作面备用柱必须打在切顶线处作全承压术支护。
14、严禁出现单梁单柱现象。
B、上、下顺槽支护
1、工作面运输及回风巷20米范围内,采有铰接梁配合单体液压支柱进行超前支护,靠采面一侧20米,另一侧10米。
2、超前支护必须相互成排铰接,支柱必须打在巷道棚梁下方,打紧打牢,严禁打在浮煤浮研上,初撑力不得低于90KN每班开工前,必须对支柱进行二次注液。
3、超前支护必须采用DZG—25单体液压支柱支护,不得使用高度不够的柱子。
C、机头、机尾缺口的支护
1、机头、机尾机窝采用要“四组八梁”支护,其余地段采用铰接顶梁配合单体液压支柱支护。
2、移长钢梁时必须在相邻支架支护完好孤情况下进行,长钢梁上方若顶板不好,在相邻两排顶梁之间用板背严接实后方可进行。
3、机窝放炮后,必须先进行敲才问顶,再前移大梁、支柱,然后再进入机窝清理浮煤。
4、前移大梁时,必须有足够的人力互相进行。
D、回柱放顶
1、回柱放顶时,必须先将所回地点的基本柱打齐,戗棚或戗柱打齐,然后检查工作地点的顶板、周围支护情况,维护好顶板,加固周围支护后,再进行回柱放顶。
2、回柱放顶之前,必须必须退路支护完好,安全畅通,无浮煤浮矸及材料堆积。
3、回柱入顶按照从老塘向煤壁方向顺序进行,回梁时需回第三排柱,要及时打上戴帽点柱。
4、回柱放顶时,与回柱放顶工作无关的人员,禁止在回柱地点上下5米范围内停留。
5、回柱放顶采取分段进行,分段同时放顶时,距离不得小于15米。
6、回柱放顶时,二人一组,一人观山,一人回撤顶梁和支柱。
7、回柱与支柱平等作业时,两工序间隔距离必须大于15米。
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