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矿井开拓说明书模板


矿井的工业储量、设计可采储量及服务年限、 1. 矿井的工业储量、设计可采储量及服务年限、设计产量 (1) 矿井的工业储量 Zg=[H×L×(m1+m2)]/cos15°× γ 式中: Zg---- 工业储量, t; H---- 井田倾斜长度,1800m; L---- 井田走向长度 4800m; γ---m1---煤的容重 1.40t/m3; 1#煤层煤的厚度,为 4.0 米;

m2---- 2#煤层煤的厚度,为 8.0 米; Zg=[1800×4800×(4.0+8.0)]/cos5°×1.4=145734939.8t/a (2) 设计可采储量 ZK=(Zg-p)×C 式中:ZK---- 设计可采储量, t; Zg---- 工业储量,t; p---- 永久煤柱损失量,t; C---- 采区采出率,本设计条件下取 80%。

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P= 145734939.8×5%=7286746.988t ZK=(Zg-p)×C =(145734939.8-7286746.988)×80%=110758554.3t (3)矿井设计生产能力 A= ZK/(T×K) 式中:ZK---- 设计可采储量, t; T ---- 服务年限,服务年限〉50-70, K ---- 储量备用系数取 1.4 Amax=110758554.3/(50×1.4)=158 万 t/a Amin=110758554.3/(70×1.4)=113 万 t/a 故 A 取 120 万 t/a

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第二章 井田开拓方式的确定 本井田开拓方式的选择,主要考虑到以下几个因素: 1)本井田煤层埋藏较深,煤层可采线在-400m,最深处到-801m 表 土层厚度大,平均厚度为 199m。 2)表土层有四个含水层,其中第四含水层直接覆盖在煤层露头上。 3) 10 煤底板 220m 处为一奥陶系承压含水层含水层, 距 含水量极大, 直接影响着井筒的位置。 4)本矿地表地势平坦,且多为农田,无大的地表水系和水体,平均 标高为+27m。 井筒形式的确定 由于本矿表土层较厚,水文地质条件比较复杂,井筒需要才用特殊 法施工,故第一水平只能用立井开拓。根据矿井提升的需要与本矿的地 质条件及《煤矿安全规程》的规定,在本井田的中上部设立主副井筒各 一个。主井用来提升煤炭,副井用来运送人员、材料、矸石及通风等。 本矿井的瓦斯含量比较大,但经过地面及井下瓦斯抽排之后,能够 达到低瓦斯矿井的水平。井田的走向长度比较长,平均为 5km,故采用 对角式通风,在矿井的-350—-380m 防水煤柱之间打两眼立井风井,担 负整个矿井的回风任务。 井筒位置的确定 1)井筒位置的确定原则
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(1)有利于第一水平的开采,并兼顾其他水平,有利于井底车场和 主要运输大巷的布置,石门的工程量要尽量少; (2)有利于首采采区布置在井筒附近的富煤阶段,首采区要尽量少 迁村或不迁村; (3)井田两翼的储量基本平衡; (4)井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破坏带、煤与瓦斯突 出煤层或软弱岩层; (5)工业广场应充分利用地形,有良好的工程地质条件,且避开高 山、低洼和采空区,不受崖崩滑坡和洪水的威胁; (6)工业场地宜少占耕地,少压煤; (7)水源、电源较进,矿井铁路专用线短,道路布置合理。 2)井筒位置的确定 本矿井在煤层底板下部有一奥陶系承压含水层, 压力及水量都很大, 设计时须使井筒、井底车场与承压含水层之间有一定厚度的保护层,在 确定井筒延伸方式时应综合考虑,不能使井筒穿过该含水层。因此,为 避开奥陶系承压含水层的影响, 矿井开拓方式的不同,将会对应不同的 井筒位置。 风井井口位置的选择应在满足通风条件的前提下,与提升井筒的贯 通位置最短,并利用各种煤柱以减少保护煤柱的损失。本矿井的防水煤

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柱为-350—-380m,且采用对角式通风,故将风筒布置在防水煤柱内,从 而减少了煤柱的损失。 运输大巷和井底车场的布置 1)运输大巷的布置 由于本井田煤层埋藏比较深,冲击地压比较大,设计可采煤层的厚 度为 8m,且运输大巷为上下两个阶段服务为便于维护和使用,使大巷不 受煤层开采的影响,所以将大巷布置在煤层底版下方 30m 处的砂岩中。 其优点是巷道维护条件好,维护费用底,巷道施工条件够按要求保持一 定方向和坡度;在开采上下阶段时可跨大巷开采,不留设保护煤柱,减 少煤柱损失,同时便于设置煤仓。 2)井底车场的布置 由于井底车场一般要为整个矿井服务,服务年限长,故要布置在较 坚硬的岩层中。本矿井布置位置可以选择在煤层顶板或煤层底板中。煤 层顶板为中硬的砂泥岩地板为坚硬的砂岩,后者相对于前者维 护费用较低,但基建费用比较高,且井底车场的位置要与矿井的开 拓方式相适用,需要进行技术与经济比较,以选择最优方案。 矿井开拓延伸方案及阶段划分 1)矿井开拓延伸方案 本矿井开拓延伸可以考虑以下两种方案: 立井延伸;暗斜井延伸。
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采用立井延伸时,可以充分利用原有的各种设备和设施,提升系统 单一,转运环节少,经营费用底,管理较方便。但采用这种方法延伸时, 受奥陶系含水层的限制,致使井筒同时担任生产和延伸任务,施工与生 产相互干扰,立井接井时技术难度较大,矿井将短期停产,延伸两个井 筒施工组织复杂,为延伸井筒需要掘进一些临时工程,延伸后提升高度 增加,能力下降,可能需要更换提升设备。 采用暗斜井延伸时,原有井筒的位置、水平的划分,上山或上下山 开采的确定都不受奥陶系承压含水层的影响。系统比较简单且生产能力 大,可充分利用原有井筒能力,同时生产和延伸相互干扰较小。其缺点 是增加了提升运输环节和设备,通风系统较复杂。 2)阶段划分 本矿井的开拓方式可采用单水平,开采时采用上山开采。 一般而言,考虑到设备选型及技术方面的因素综采工作面长度为 180~ 250m,巷道宽度为 4m~4.5m,本采区选取 4m,且采区生产能力为 120 万 t/a,最终选定 1 个带区段,采用沿空掘巷方式,巷道间留较小煤柱,取 5 米,两区段间留有较大煤柱,取 30 米。

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第三章 采煤方法 选择各煤层采煤方法,确定回采工艺方式、工作面支护形式、支护 设备、采煤机和运输类型。确定工作面进刀方式、截割方式、工作面长 度、采高及工作面推进度等。 1.采煤方法的确定 倾斜分层长壁采煤法是我国长期应用的一种厚煤层采煤法。所给条 件煤层厚 4m,倾角 5°为近水平厚煤层,所以选用倾斜长壁采煤法。地 质构造简单,煤层赋存条件较好,瓦斯涌出量小。且现代工作面长度有 加长趋势,因此采煤工艺选取的是较先进的双翼综采。 2.采煤工艺方式的确定 (1)选第一煤层,即 1#煤层为对象设置采煤工艺。 由于 1#煤层厚度为 5m,属于厚煤层,结构简单,无断层,故可用综 合机械化采煤工艺。综采放顶煤工作面“四六”制作业形式,即三班采 煤,一班准备。采煤机截深为 0.6m。采煤机割煤高度为 3m。工作面回采 工艺流程为:采煤机向上割煤、移架→采煤机向下装煤→推移刮板输送 机→斜切进刀→推移刮板输送机。 (2)综采工作面的设备选用国产设备。 (3)采煤与装煤 ①落煤方式与采煤机的选择

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采用综合机械化采煤,双滚筒采煤机直接落煤和装煤。依据采区的 设计生产能力确定工作面每天的推进度为 5.4m。 选择采煤机的滚筒截深为 600mm,每天正规循环推进 9 刀,每个循 环 0.6m,可满足每天至少推进 5.4m 的要求。 根据煤层的实际情况,煤层厚度为 5m,工作面长度为 205m,采高 3m,工作面推进速度 1782m/a。经查《采矿设计手册》,选用 MGT375/750 采煤机。MGT375/750 型采煤机的采高范围 1.8~3.5m,截深为 0.6m。 ②工作面采用自移式液压支架支护 ③移架方式 由于采用及时支护方式,而且工作面每天推进 6 刀,所以选择顺序 移架方式。顺序式移架速度快,能满足采煤机快速牵引的需要,适用于 顶板比较稳定的高产工作面。 ④支护方式:选用及时支护。 ⑤工作面的支架需求量: 由n = L / E 式中: N ——工作面支架数目,取整数; L —— 工作面长度,m; E —— 架中心距; n= 205/1.5=137(架)
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⑥端头支架 由于巷道宽度为 5m,而架宽为 1.43~1.59 m,因此选 2 架,上下两端共 需 4 架。 另两架空间用单体支架金属铰接顶梁支护。 支撑高度: 1.6~3.8。 ⑦超前支护方式和距离 由于采用综采开采,支撑压力分布范围为 20~30 米,峰值点距煤壁前方 5-15m,所以超前支护的距离为 20 米。 选用单体支柱和金属铰接顶梁支护。铰接顶梁的长度为 1000mm。 ⑧校核支架的强度和高度 校核高度 经查《采矿设计手册》得到: 在实际使用中,通常所选用的支架的最大结构高度比最大采高大 200mm 左右。即: Hmax = Mmax+0.2 米。最小结构高度应比最小的采高小 250— 350mm。即:Hmin= Mmin-(0.2 5~0.35)m 已知选用的 ZY3400/16/35 支撑掩护式支架的最大结构高度为

3.5m>(Mmax+0.2), 满足要求。 支架的最小结构高度为 1.8m< Mmin - (0.2 5~ 0.35),满足要求。 校核强度 由 q=K×M×ρ×g×10-6 式中: q —— 支护强度,Mpa;
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K M ρ g

——作用于支架上的顶板岩石厚度系数,取 6; —— 采高,m; —— 岩石密度,取 2.5×10 Kg/m ; —— 取 10N/Kg。
3 3

q=6×3.0×2.5×103×10×10-6=0.45Mpa 由 Q=q×F×10 KN 式中:F——为支架支护面积, F = 5.725×1.450 = 8.30m
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Q=0.45×8.30×103=3735 KN 由P = Q / η 式中:P —— 支架的工作阻力,KN; Q —— 支架的有效工作阻力,KN; η —— 支架的支撑效率,取 80% P=3735÷0.8=4688.75 KN <支架工作阻力 6000 KN, 满足要求。 3、处理采空区 采用全部跨落法处理采空区。

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第四章 工作面开采顺序 划分带区段,确定工作面开采顺序。 将采区划分为三个带区段,每个区段倾斜长度为 200m,一次采一个 工作面。以 1#煤层为例,三个区段工作面接替顺序,采用下行开采顺序 1#工作面接替顺序图 对于 1#布置一个综放工作面便可以满足生产设计的要求。 1#煤层:带区段 1→带区段 2→带区段 3

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第 五章

采巷道布置 采巷道布置

通过技术经济分析,选择采区巷道布置最优方案,并论证其合理性。 此煤层埋深为 500m,故主副井均采用立井形式,布置在井田中间, 主副井均选用箕斗式提升。采区内采用上山掘进的方式。 回采巷道布置方式.:单巷沿空掘巷掘进方式。 分析:已知采区内各煤层埋藏平稳,地质构造简单,无断层,同时, 各煤层瓦斯涌出量较低,自然发火倾向较弱,涌水量也较小。因此有利 于综合机械化作业,可以充分发挥棕采高产高效的优势。同时,为减小 煤柱损失,提高采出率。综合考虑各种因素,采用单巷沿空掘巷掘进方 式。这种方式掘出的巷道正处在应力降低区,即好维护又提高了采出率, 有取代沿空留巷的趋势。 说明:在采区巷道布置平面图内,工作面布置和推进的位置应以达 到采区设计产量及安全为准。工作面推进到距回风大巷 30 米处的位置, 即为避开采掘超前影响所留设的 30m 护巷。 1.完善开拓巷道 完善开拓巷道 为了减少煤柱损失提高采出率,利于灭灾并提高经济效益,根据所 给地质条件及采矿工程设计规划,在该井田中设三条大巷,分别为运煤 大巷,运料大巷和回风大巷。在第一开采水平中,把为该采区服务的运 输大巷和运料大巷均布置在煤层底板下方 25m 的稳定岩层中。 2.确定巷道布置系统及采区布置方案分析比较

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首先确定回采巷道布置方式,由于地质构造简单,煤层赋存条件好, 涌水量较小,瓦斯涌出量较小,直接顶较厚且易跨落。同时为减少煤柱 损失,提高采出率,降低巷道维护费用,采用沿空掘巷的方式。因此采 用工作面布置图 1 所示工作面接替顺序,就能弥补沿空掘巷时工作面接 替复杂的缺点。 确定采区巷道布置系统,采区内有 2 层煤,每一层都布置 4 个工作 面,根据相关情况初步制定以下两个方案进行比较: 方案一:两条岩石上山 在距 2#煤层底板 15m 处岩石中布置两条岩石上山, 一条为运输上山, 另一条为轨道上山,两上山层位有一定差距,使其分别联结两翼的区段; 平巷不交叉;石门联系各煤层。通风路线:新风从阶段运输大巷→采区 主石门→采区下部车场→轨道上山→中部甩车场→区段轨道集中平巷→ 区段联络巷道→区段运输平巷→工作面→区段回风平巷→回风石门→阶 段回风大巷。该方案的特点是:岩石工程量大,掘进费用高,联络石门 长,但维护条件好,维护费用低,有利于通风,运输能力大。 方案二:两条煤层上山 在煤层中布置两条上山。通风路线:新风从阶段运输大巷→采区主 石门→采区下部车场→轨道上山→中部甩车场→区段轨道集中平巷→区 段联络巷道→区段运输平巷→工作面→区段回风平巷→回风石门→阶段 回风大巷。该方案的特点是:节省了岩石上山,相对减少了岩石工程量, 但轨道上山不易维护,维护费用高,需要保护煤柱。 论证回采巷道布置方式的合理性:
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方案一:岩石工程量达,掘进费用高,联络石门长,但维护条件好, 维护费用低,有利于通风,运输能力大 方案二:节省了岩石上山,相对减少了岩石工程量,但轨道上山不 易维护,维护费用高,需要保护煤柱。而且又由于煤层较硬,相对来说, 轨道上山维护容易一些,费用相对会少。综上所述,选择两煤层上山采 区联合布置方式,巷道布置情况见巷道布置图、采区巷道平面图、剖面 图,以 1#煤层为例。因运煤大巷布置在岩层中,故用煤层顶板绕道连接 运煤大巷和轨道上山。轨道上山与区段运输平巷采用风桥法连接。

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第六章 采区生产系统 确定采区生产系统,包括运煤、运矸、运料系统及通风系统。列表 说明采区设备主要参数 1.生产系统 (1)运煤系统 在运输上山和运输巷内均铺设有刮板输送机。其运煤路线为:工作 面运出的煤,经运输巷、运输上山到采区煤仓上口,通过采区煤仓在采 区运输石门装车外运。最后一个区段工作面运出的煤,则有区段运输巷 至运输上山,在运输上山铺设一台短刮板输送机,向上运至煤仓上口。 (2)运料排矸系统 运料排矸采用 600mm 轨距的矿车和平板车。物料自下部车场 3,经 运料大巷经轨道上山到上部车场,然后经回风巷送至采煤工作面。区段 回风巷和运输巷所需的物料,自轨道上山经中部车场送入。掘进巷道时 所出的煤和矸石,利用矿车从各平巷运出经轨道上山运至下部车场。 (3)通风系统 采煤工作面所需的新鲜风流,从副井进入,经运输大巷到达下部车 场、轨道上山、中部车场分成两翼经下区段回风平巷、联络眼、区段运 输巷到达工作面。从工作面出来的污风,经区段回风巷,流出风井。

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掘进工作面所需的新鲜风流,从轨道上山经中部车场分两翼送至. 平巷内由局部通风机送往掘进工作面,污风流则从运输巷经运输上山回 入采区回风石门。 2.采区设备参数 采煤机主要参数 采煤机型号 采高 截深 适应倾角 外形尺寸(长×宽×高) 牵引型式 滚筒中心距 牵引力 电压 机重 牵引速度 制造厂 MGT375/750 2.3~4.2m 686mm α≤ 25° 4505mm×1350mm×1483mm 液压无链 1488mm 350KN 1140v 40 吨 0~6.5 m/min 太原矿山机器集团有限公司

刮板输送机主要参数 设计 输送 中部槽 装机 适用条件 长度 量 m t/h 内宽 mm 功率 kw

刮板输送机 型号

刮板链 溜槽结 制造 型式 构型式 厂
16

SGB420/22

缓斜 2.8~ 4.5m

80

60

400

22 边双链 轧制

张家 口厂

转载机主要参数 转载机型号 适用条件 出厂长度(m) 刮板链型式 输送量(t/h) 链速(M/s) 与皮带机有效重叠长度(m) 电机型号 装机功率 kw 制造厂 支架主要参数 支架型号 外形尺寸(长×宽×高) 支撑高度 工作阻力 初撑力 支架中心距 支护强度 ZZS6000-17/37 5725mm×1450mm×1700mm 1.7~3.7 m 6000 KN 5105 KN 1500 mm 0.81~0.91 Mpa
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SZB730/40 中厚煤层 25 边双链 400 0.85 12 DSB-40 680 张家口厂

支架移架步距 支架重量 生产厂

900~1100 mm 19 吨 重庆庆江机械

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第七章 采区车场 选择采区上、中、下部车场形式。 按照轨道上山与上部区段回风巷(或回风石门)的连接方式不同, 上部车场分为平车场、甩车场和转盘车场三类。 若轨道上山以水平的巷道与区段回风巷相连,绞车房布置在与回风 巷同一水平的岩石中,则为上部平车场;若轨道上山以倾斜的甩车道与 区段区段回风平巷相连为采区上部甩车场;转盘车场的特点是轨道上山 与区段回风平巷呈十字形相交,利用转盘调车,即矿车提至转盘上,将 转盘旋转 90,再将矿车送入区段回风平巷。 采区上部平车场线路的特点是设置反向竖曲线,上山经反向竖曲线 变平,然后设置平台,在平台上进行调运工作。根据提升方向与矿车在 车场内运行方向来区分,平车场又可分为顺向和逆向车场两种形式。两 种车场如何选择,主要根据轨道上山、绞车房及回风巷的相对位置决定。 当车场巷道直接与回风道联系时可采用顺向平车场。当煤层群联合布置 采区,且有采区回风石门与各煤层回风巷及总回风巷相联系时,可采用 逆向平车场,有时也可用顺向平车场。 对于煤层轨道上山,为减少岩石工程量,可采用甩车场,并具有通 过能力大,调车方便,劳动量小等优点;其缺点是绞车房布置在回风巷 标高以上,当上部为采空区或松软的风化带时,绞车房维护比较困难, 而且绞车房回风有一段下行风,通风条件较差。所以,当采区上部是采 空区或为松软的风化带时,可选择平车场。此外,在煤层群联合布置时, 回风石门较长,为便于与回风石门联系也多选用平车场,其他条件下, 可选择甩车场。
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采区中部车场也同样采用甩车场形式。 采区下部车场的基本形式,按装车地点不同分为大巷装车、石门装 车和绕道装车三种;按材料车场设置地点不同,又有顶板绕道和底板绕 道两种。当煤层倾角在 12°及以下是,采用底板绕道。本采区的下部车 场根据条件可以大巷装车形式, 由于煤层倾角为 15°, 故采用顶板绕道。 但应注意轨道上山的起坡角,一般以不超过 25°为宜。 大巷装车式下部车场的辅助提升车场为顶板绕道式:

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第 八章

采区主要技术经济指标

编制采区主要技术经济指标:包括采区走向长度、斜长、区断数目、 采煤方法、采面长度、采区可采储量、生产能力、服务年限、 回采率、工作面回采率、采掘面头比等。 采区主要技术经济指标 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 项目 走向长度 倾向长度 区段数目 采煤方法 采面长度 采区可采储量 生产能力 服务年限 采区回采率 工作面回采率 采掘面头比 m 万t 万 t/a a 单位 m m 个 数量 1470 940 4 单一走向长壁 220 929.9 150 4 92.25% 95% 1:2 采区

工作面主要技术经济指标 序号 1 2 项目 煤层厚度 煤层倾角 单位 m ° 数量 3 20
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4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21

日产量 循环进尺 平均日推进度 回采率 采煤机 液压支架 端头支架 刮板输送机 破碎机 转载机 胶带输送机 日循环数 生产方式 出勤人数 回采工效 截齿消耗 乳化液消耗 油脂消耗

t m m

5212 0.6 5.4 0.92

台 架 架 部 台 部 部 个

1 146 6 1 1 1 2 6 三采一准

人 t/工 个/万 t Kg/万 t Kg/万 t

95 35.08 20 180 70

工作面劳动组织表 序号 1 2 工种 班长 采煤机司机 1班 1 3 2班 1 3 3班 1 3 4班 1 3 合计 4 12
22

3 4 5 7 8 9 101 11 12 合计

输送机司机 转载机司机 胶带输送机司机 端头维护工 跟班电工 运料工 泵站工 跟班机修工 技术员

3 2 2 4 4

3 2 2 4 4

3 2 2 4 4

3 3 1 2 2 4

12 9 7 14 14 4 4 11 4 95

1 2 1 23

1 2 1 23

1 2 1 23

1 5 1 26

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第九章 课程设计总结 这次《开采方法》课程设计在老师的悉心指导下,经过近两个礼拜 的时间,我的设计内容全部完成,心情很是愉悦。在尾声中,我首先要 感谢老师一丝不苟的悉心指导和谆谆教诲,另外,也要感谢我院在设计 过程中给予帮助的老师们。 这次设计任务,煤层地质构造条件理想,我选择了煤层平均倾角为 15°,生产能力为 158 万 t/a 的组合,在设计过程中,充分利用《开采 方法》上所学知识,结合煤层构造实际情况,以安全第一和达产为原则, 从技术上和经济上着手,设计出了一套在技术上可行的现代化大型矿井 煤层群组带区开采方案。在这次设计过程中,我对工作面布置和回采巷 道的设计有了更进一步的理解和认识,学到了很多知识,在以壹号图纸 为画布手工绘制采区巷道布置平面图(1:5000)及其剖面图(1:5000) 的过程中,从许多细节问题处达到了很多益处,同时增强了动手能力, 使自己得到了又一次前所未有的锻炼。 在编制课程设计说明书的过程中, 对《开采方法》上所学知识又梳理了一遍,对煤矿方面的许多专业知识 比以前的认识更深了,在以后的学习和工作中,必须深造。 通过这次课程设计,让我经历了一个矿井从设计到开采的全过程, 这将是我以后学习和工作的财富。最后再次感谢指导我和帮助过我完成 此次课程设计的老师们。

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