090216回风顺槽作业规程.docx

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090216回风顺槽作业规程.docx

090216回风顺槽作业规程

 

峰岩集团明子煤业有限公司

090216回风顺槽

掘进作业规程

 

 

编制:

王鹏

施工单位:

梁国建

编制日期:

2015年6月1日

090216回风顺槽作业规程

审批栏

审批意见:

 

总工:

编制

施工队组

通风科

机电科

技术科

安全科

调度室

通风助理

技术副总

安全副总

目录

 

第一章概况1

第一节概述1

第二章地面相对位置及地质情况1

第一节地面相对位置及临近采区情况1

第二节煤层赋存状况及围岩情况1

第三节地质构造2

第四节水文气象2

第三章巷道布置及支护说明3

第一节巷道布置3

第二节矿压观测3

第三节支护工艺3

第四章施工工艺6

第一节施工方法6

第二节凿岩方式6

第三节装载与运输8

第四节管线及轨道敷设8

第五章生产系统8

第一节通风8

第二节压风10

第三节瓦斯防治10

第四节综合防尘10

第五节防灭火11

第六节安全监控12

第七节供电13

第八节排水13

第九节运输14

第十节照明、通信和信号14

第六章劳动组织及主要技术经济指标15

第一节劳动组织15

第二节作业循环15

第三节主要技术经济指标

第七章安全技术措施16

第一节一通三防16

第二节顶板20

第三节爆破22

第四节防治水24

第五节机电24

第六节运输28

第七节其它32

第八章灾害应急措施及避灾路线36

第一节预防冒顶堵人的措施36

第二节预防透水事故的措施37

第三节瓦斯与火灾事故的应急措施38

第四节避灾路线39

第九章文明生产39

第一节文明生产标准

第十章补充.........................................................................................................39

第十一章说明40

 

第一章概况

第一节概述

一、巷道位置及用途

090216回风顺槽掘进工作面从0902运输下山测点H16处开口,以真方位角262°方向沿9#煤层顶板掘进,掘进工程量450m,为090216回采工作面担负运输、回风、行人、安全出口等任务。

二、编制依据

根据明子煤业的采掘现状和明子煤业60万吨初步设计对巷道进行布置,地质情况来源于太原市易仁矿产勘测有限公司编制的兼并重组矿井整合地质报告及已掘巷道的情况。

第二章地面相对位置及地质情况

第一节地面相对位置及临近采区情况

1.巷道地面位置为明子村西南,地面标高为1437-1457m,区域内大部分为黄土覆盖,无保护建筑物,本井田范围内地形南高北低。

2.该巷道北为实体煤,东为矿井0902运输下山,南为090216回风顺槽,西为矿界边。

第二节煤层赋存状况及围岩情况

1、9#煤俗称青石口,属于古生界二叠系太原组,煤层赋存稳定,厚度1.80m,其煤层产状:

走向260°-265°,倾向350°-355°,倾角15°左右,属缓倾斜煤层。

该煤层直接顶为厚度约2.0m的K12石灰岩,底板为厚约3.5m的砂质页岩。

根据己掘巷道及地质报告表明,含水层为石灰岩裂隙水,掘进时巷道内可能有断层水,故在掘进过程中必须坚持“有掘必探,先探后掘”的原则。

2、煤层自燃性、爆炸性及瓦斯含量

根据晋中市煤炭规划设计研究院2011年度瓦斯等级鉴定结果:

我矿瓦斯相对涌出量为1.71m3/T,CO2相对涌出量为0.57m3/T。

瓦斯绝对涌出量为1.19m3/min,CO2绝对涌出量为0.4m3/min,属于瓦斯矿井,但在局部地段可能会有瓦斯积聚情况,在掘进过程中,必须加强通风和瓦斯检查工作,保证工作面的风流畅通,瓦斯不超限。

9#煤层煤尘具有爆炸性,火焰长度25mm,抑制爆炸最低岩粉用量55%,煤吸氧量0.6790cm3/g,自燃等级为Ⅱ类,自燃倾向性为自燃煤层。

第三节地质构造

根据已掘巷道及兼并重组地质报告资料表明,矿井地质构造简单,断层、陷落柱少量发育。

掘进时需穿过少量断层、陷落柱,故在掘进过程中必须加强支护与探放水工作。

第四节水文气象

区域属温带大陆性气候,冬冷夏热,冬春干旱多风,夏秋温和多雨,据平遥县气象局资料,年平均气温10.2℃,其中一月气温最低,平均为-9℃,极端最低气温-21.4℃(1977年1月5日)。

七月份气温最高,平均为23.6℃,极端最高气温为39.1℃(1974年6月26日)。

降水量年平均454.6mm,多集中在七、八、九月份。

蒸发量年平均为1931.4mm,是降水量的4倍左右。

霜冻期为10月上旬至次年4月中旬,无霜期为185天左右。

最大冻土深度为64cm。

最大积雪厚度30mm。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

该巷道从0902运输下山测点h16(X=4098523.377Y=19609906.723Z=790.685)处开口,以方位角262°方向沿9#煤层顶板掘进,设计全长450m,为090216回采工作面担负运输、回风、行人、安全出口等任务。

断面形状为矩形,规格为净宽3.0m,净高1.8m,净断面积为5.4m²。

第二节矿压观测

1.该巷道围岩较稳定。

2.在锚杆群的作用下,巷道围岩形成足够厚度的挤压加固拱,可以起到支护作用,按照经验公式,锚杆长度必须大于两倍锚杆间距,锚杆长度应满足以下关系

L=N(1.1+B/10)

式中L为锚杆长度,B为巷道宽度,N为围岩稳定系数取1.1则顶锚杆L取2.0m,帮锚杆L取2.0m,顶锚杆间距、排距均为1.2m,帮锚杆间距取1.0m,排距取1.0m可满足支护要求。

3.巷道临时支护采用巷道中间打摩擦式金属支柱戴帽点柱方式,临时支护间距为1.2米,空顶距不得大于2.0米,临时支护必须及时支好。

4.断层、无炭柱及顶板破碎处顶板采用锚杆加钢带支护,排距缩为1.0米,或者采用架铁棚支护方式,棚间距不得大于0.8米。

并且根据现场情况缩短棚间距。

第三节支护工艺

一、锚杆支护

1.090216回风顺槽支护采用锚网支护。

顶板采用Ф20×2000mm的左旋螺纹树脂锚杆。

间排距为1.2×1.2m,一排打3根,两边的锚杆距离两帮为0.3m,托盘采用100×100×8mm的钢板。

锚固剂使用MSCK2360超快速树脂锚固剂、MSK2360快速锚固剂。

上帮采用Φ20mm×2.0m的园钢锚杆,每排打两根,成矩形布置,间排距为1.0×1.0m,最上一根帮锚杆距顶0.3m,贴帮铺设5.0×1.2m的菱形铁丝网,铁丝网之间至少搭接0.2米且每隔0.2米要用14#铁丝至少扭结3圈,配合眼径20mm的木块及MSK2360型锚固剂支护。

下帮不支护。

特殊地段(顶板较为破碎或断层、无炭柱等处),顶板采用锚杆加钢带支护,排距缩为1.0米,间距不变;或者采用架设铁棚支护方式,棚间距不得大于0.8米。

2.支护工艺

1〕安装锚杆

打锚杆眼前必须首先敲帮问顶,处理掉浮碴活矸,并检查临时支护是否齐全、完整、牢固,确保顶板安全条件下作业。

打眼时,必须依照锚杆布置的规定眼位打眼。

锚杆眼要符合设计的深度、角度和距离等要求,否则重新打眼。

打好锚杆眼后,要检查杆体零件是否齐全完好,树脂药包是否完好或到期失效,有无变质现象。

安装锚杆前要先将锚杆眼内的煤粉清除干净,以免影响药包和孔壁的粘结。

安装锚杆时应在杆体上做出孔深标志,先将药包送入孔内,再把杆体插入孔中,将杆体下段插入锚杆机内,转动锚杆机捅破搅拌,同时把杆体均匀推到孔底,搅拌时间为30秒左右,中间不许中断要一锚到底。

锚杆推到孔底后,应停止锚杆机等待20秒后再取下锚杆机,到树脂固化15分钟后,达到固化程度的80%-90%的最终强度时,在杆体下端安装托板,并用公斤扳手拧紧螺母,顶锚杆预紧力矩达到120N.m,帮锚杆预紧力矩达到60N.m,托板要贴紧顶板。

锚杆外露长度为30mm-50mm。

锚杆的技术要求:

钻孔深度同锚杆长度允许偏差0-30mm,安装锚固剂时,顶锚杆安装两支,先放入一支MSCK2360超快速锚固剂,再放入一支MSK2360快速锚固剂;帮锚杆安装一支MSCK2360超快速锚固剂。

2〕锚杆质量标准

①采用扭矩扳手进行锚杆预紧力抽检,由每班安全员负责对锚杆螺母扭矩检测,顶锚杆扭矩力不小于120N.m;显示在ML—20的锚杆拉力计上,压力表读数不得小于30兆帕,帮锚杆扭矩力不小于60N.m;显示在ML—20的锚杆拉力计上,压力表读数不得小于15兆帕。

②锚杆逐根用扭矩扳手拧紧或用20吨的锚杆拉力计做锚固力检测锚索也要逐根检查,达到设计预紧力为合格,要求将检测结果计入专用记录本中备查,凡检查发现失效、不合格的锚杆,必须立即补打完善。

③一人拧扳手时,螺母的规格为M20,选用的扳手长度不得小于560mm。

④张拉检测锚杆锚固力时,待千斤顶与锚杆咬合后,千斤顶下方45°范围内严禁站人,操作人员也必须撤至安全区域操作,回撤千斤顶时,操作人员应提前把握好千斤顶,以防止连接器磨损提前松脱。

3〕LBY—3型顶板离层指示仪,主要由基点锚头、测绳、套管、外测筒与内测筒组成,巷道内每个50m安装一个。

深基点锚头应固定在稳定岩层中,浅基点锚头固定在锚杆端部位置。

当锚杆锚固范围内有离层时,顶板沿外测筒向下移动,移动量由测筒标尺指示;当锚固范围外有离层时,外测筒与顶板相对位置不变,但沿内测筒向下滑动,表明顶板有离层,离层量由内测筒标尺指示;当锚杆锚固范围内、外有离层时,内、外测筒分别有离层显示,其示值之和为总离层值。

仪器安装时,先安设深基点锚头,用安装杆把锚头送至设计位置,送入时,用手拉紧测绳。

将浅基点锚头送至设计位置。

将2根测绳穿过外测筒,注意将标尺0点少许露在顶板外。

连接内测筒,注意将内测筒标尺0点与外测筒下端面对齐。

最后安装套筒,注意应使外测筒标尺0点对准套筒底边。

记录初读数,安装完毕。

第四章施工工艺

第一节施工方法

1、该巷道采用钻眼爆破法掘进,全断面一次成巷,周边眼、顶眼、底眼根据岩性把握好装药量,必要时用风镐,保证两帮、顶板不要太破碎。

2、巷道开口施工方法:

巷道开口时采用浅打眼开小炮,随掘随锚,支设临时支护,在开口处加密锚杆,待顶板控制好后拆除临时支护。

3、工艺流程:

交接班→安监→洒水→打设炮眼→检查瓦斯→装药→检查瓦斯→联线爆破→检查瓦斯→洒水→安监→敲帮问顶→联顶网→使用前探梁支护→打顶锚杆孔→安装顶锚杆→装岩→挂帮网→打上帮锚杆孔→安装上帮锚杆→清理工作面→下一循环。

第二节凿岩方式

1、钻眼爆破工作:

打眼、装药、填炮泥、联线及放炮。

掘进施工工艺:

通风—交接安检—打眼—放炮—临时支护—出煤(出碴)—永久支护(打锚杆、挂网、上钢带)—接槽等。

爆破说明书及爆破图表:

工作面采用一台MZ—1.5型手持式煤电钻打眼,人工装药联线放炮,炮眼布置:

4个掏槽眼、4个周边眼、4个底眼。

掏槽方式采用锥形掏槽法,炮眼布置图如下:

眼号

炮眼名称

眼长

m

眼深

m

倾角

装药量

起爆顺序

联线方式

水平

垂直

卷/眼

合计

1-4

掏槽眼

1.5

1.2

81°

81°

3

12

串联

5-8

周边眼

1.2

1.2

2

8

II

9-12

顶眼

1.2

1.2

1.5

6

13-16

底眼

1.5

1.2

76°

2

8

合计

0.2kg×34=6.8kg

爆破图表及装药量表

 

序号

名称

单位

数量

序号

名称

单位

数量

1

掘进断面

m2

8.64

5

雷管消耗

个/m

16

2

岩石坚固性

f

1—4

6

总装药量

Kg

6.8

3

炮眼深度

m

1

7

雷管

种类

瞬发

4

炮眼个数

16

8

瓦斯情况

爆破条件表

 

预期爆破效果表

序号

名称

单位

数量

序号

名称

单位

数量

1

炮眼利用率

%

85

5

炮眼总长

m/循

20

2

循环进度

m

1.0

6

炸药消耗

Kg/m

6.8

3

循环爆破体

m3

8.64

7

雷管消耗

发/m3

1.86

4

炮眼个数

16

8

雷管消耗

发/m

16

第三节装载与运输

爆破后,装运工用耙机或铁锹把煤或碴装入SGD420/30型刮板运输机,再经顺槽皮带及0902运输下山SPJ800皮带输送机、运输大巷的SPJ800型皮带运输机到煤库内,再经主皮带运至煤场。

第四节管线敷设

压风管、静压水管、排水管敷设在下帮距离底板0.3m处,电缆敷设在下帮距底板1.6m处。

第五章生产系统

第一节通风

1.通风采用局部通风机压入方式,在距090216回风顺槽口大于10m处安装FBDNo5.6/2×11KW局扇一台,风筒直径为400mm,风筒末端距工作面的距离不大于5m。

风机安装风电瓦斯电闭锁装置。

2.风量计算

(1)按瓦斯涌出量计算:

Q掘=100Q瓦掘×K瓦掘=100×0.4×1.8=72m3/min

Q瓦掘—掘进工作面瓦斯绝对涌出量m3/min

K瓦掘--掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数取1.8

(2)按CO2涌出量计算:

Q掘=100QCO2掘×K=100×0.15×1.8=27m3/min

QCO2掘—掘进工作面的CO2绝对涌出量,

KCO2掘—掘进工作面的CO2涌出不均衡系数取1.8

(3)按炸药消耗量计算:

Q掘=25A=25×4=100m3/min

(4)按人数计算:

Q掘=4N=4×6=24m3/min

N---掘进工作面同时工作的最多人数。

(5)按局部通风机实际吸风量计算需要风量

为了保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的煤巷风速不小于0.25m/min,以防止局部通风机吸入循环风和这段距离内风流停滞,造成瓦斯积聚。

局部通风机的需要风量按如下公式计算:

Q掘=Q吸×n+15s

式中:

Q掘—局部通风机的需要风量,m3/min;

Q吸—局部通风机实际吸风量,m3/min,Q吸=160m3/min;

n—掘进工作面同时通风的局部通风机台数,取n=1;

S—局部通风机所在巷道的断面积,m2,取S=5.4m2。

Q掘=160×1+15×5.4=241m3/min

局部通风机的选型

根据以上计算和本矿实际情况选用型号为FBDNo5.6型功率为2×11KW的对旋式局部通风机,在风机有效风量范围内,能够满足风量要求,选定风筒为Φ400mm.

风速验算(按风速验算)

按最低风速验算:

15×5.4=81m3/min<241m3/min掘

按最大风速验算:

240×5.4=1296m3/min>241m3/min

式中:

S—本掘进工作面巷道最大断面,取S=5.4m2

根据计算结果工作面选用FBDNo5/2×11局扇一台,功率为2×11KW。

此风机的实际吸风量为200-365m3/min,风筒直径为400mm的胶质风筒,按局扇的实际吸风量配风Q=160×1.3=208m3/min,经计算配风为241m3/min可满足工作面要求。

第二节压风

矿井地面建有压风站,压风站选用BLT-150A型螺杆式空气压缩机和GA160-7.5A型螺杆式空气压缩机各一台,从地面压风站经主井、运输大巷铺设4寸钢管及采区3寸钢管,直至采掘工作面1.5寸钢管,供各工作面使用。

第三节瓦斯防治

每班瓦斯员必须对工作面瓦斯,至少进行三次检查,间隔时间在两小时以上,使瓦斯达到“三无”即无瓦斯积聚、无瓦斯超限、无空班漏检。

并做到井下牌板、瓦斯员手册、瓦斯报表“三对口”,逐班报有关领导审核。

井下设立监控分站编号为04,该巷道内配备两个甲烷传感器,一个挂在工作面,另一个悬挂在距离回风口10-15m的乏风风流中。

巷道内还配备两个开停传感器,一个为局扇开停传感器,一个为馈电开关开停传感器

第四节综合防尘

防尘设施及管路系统说明

1、本掘进工作面防尘水源来自轨道大巷静压水管路,用2寸高压管接入工作面。

管路敷设在巷道的右帮,每隔50m设一个“三通”,并接一条25m长的φ13mm的高压胶管,用于冲洗巷道,另有一个2寸消防用水接口。

每隔100m安设一个阀门。

2、距工作面向外50m范围内安设一道净化水幕;放炮自动喷雾距离工作面10-30m,所有净化水幕喷嘴间距为300-500mm,与巷道垂直成45°,迎风喷射,并能封闭全断面。

3、工作面钻眼采用湿式打眼,个人佩戴防尘口罩等其它措施综合防尘。

4、巷道冲洗:

(1)距迎头50m内每班冲洗一次;

(2)距迎头100m内每天冲洗一次;

(3)距迎头100m外每周冲洗一次;

5、防尘设施要有专人维护及管理,损坏时及时处理。

6、水幕必须齐全完好,水门灵活、不缺手轮,管路接头不出现漏水现象。

7、爆破必须使用水炮泥。

距掘进工作面30-50m范围内安设专用水泡泥水针,水针地点盛放水炮泥的箱子内,有不少于一次放炮所用的已灌好水的水炮泥。

第五节防灭火

1、各转载点必须配备不少于两个灭火器,每天要有专人检查完好情况,发现灭火器失效时,及时更换,必须有足够的消防沙和消防铁锹。

2、井下人员要携带自救器,并掌握其使用方法。

3、所有跟班干部,班组长,电工必须佩带便携式瓦斯检测仪,并随时检查瓦斯变化情况,发现瓦斯涌出异常要立即停止一切工作,切断电源向调度室汇报,待查明原因采取措施进行处理后方可开工。

4、井下严禁使用灯炮取暖和使用电炉。

5、井下设有消防材料硐室,配备一定数量的消防器材,主要机电硐室设防火门。

6、建立日常机电硐室防火制度,废油、杂物及时清理出井。

井下使用的汽油、煤油和变压器油必须装入盖严的铁桶内,由专人押送至使用地点,剩余汽油、煤油和变压器油必须运回地面,严禁在井下存放。

井下使用的润滑油、面纱、布头和纸等,必须存放在盖严的铁桶内。

用过的面纱、布头和纸,也必须放在盖严的铁桶内,由专人定期送到地面处理,不得乱放乱扔。

严禁将剩油、废油泼洒在井巷或硐室内。

7、电器设备杜绝失爆,严禁带电检修电气设备。

第六节安全监控

一、瓦斯监控系统的设置与管理

本监控系统的型号为:

KJ-78N,已与各上级主管部门的监控系统联网。

1、监控系统的设置

T—090214运输顺槽掘进工作面中的瓦斯传感器

报警浓度为≥0.8%

断电浓度为T1≥1.2%T2≥0.8%

断电范围:

掘进工作面及附近20米内全部非本质安全型电气设备。

复电浓度:

<0.8%

2、监控系统的管理

管好用好瓦斯监控装备和超限断电装置是每一个矿井防治重大瓦斯事故的一道重要防线。

为此我矿制定了以下的管理措施。

(1)中心站每班必须有一名值班员值班。

值班员应认真监视终端机屏幕所显示的各种信息,详细记录各部分的运行状态,负责打印监控重点日报表,接到警报(或断电)信号及事故警报后,值班员立即通知调度室。

(2)值班人员必须经过监控和通风技术专业培训,经考核发给合格证后,方可上岗独立工作。

(3)井下装置要每隔7—10天进行一次巡回检查,维护调试。

(4)井下瓦斯监控装置发生故障时,先由瓦检员就地代替传感器进行检查,但监控断电必须在8小时内修好,投入使用,否则必须停产修复。

在井下处理监控系统故障时,严禁擅自甩掉装置不用。

如确实需要暂时停止运行时,必须经矿主管人员书面批准。

(5)瓦检员、放炮员、各组组长每班至少对所管辖范围内监控装置和支线电缆进行一次外观检查,发现问题及时回报安全矿长,并协助处理。

(6)如装置监控与人工检测数字出现误差时,测值误差在±0.2%范围内,应以测值大的瓦斯浓度为准,以确保安全,若大于0.2%时,必须进行更换。

(7)对需要移动的传感器、声光箱及电缆,只许采掘队、班组长在瓦检员的监护下,按规定进行移动,严禁擅自移动停用。

第七节供电

矿井采用双回路供电,10KV高压下井,分配到井下变压器降压为660V分配到各个用电点,再通过综保降压为127V,供电钻、信号、照明使用。

第八节排水

1、排水系统:

掘进工作面的排水管路接至采区水仓。

排水方向:

工作面临时水仓→采区水仓→轨道大巷→井底水仓。

井底水仓安装三台主排水泵(一台运行,一台备用,一台检修)型号为D46-50×7,电机功率90kw,矿井水经水仓排至地面。

2、排水管采用Ф70mm钢管,敷设在巷道北帮距巷道底板1.3m,排水管路吊挂成一直线,每50m安设一个支管阀门,每100m安设一个闸阀。

排水管路要随掘进工作面的推进及时延接。

3、工作面内准备两台排水泵(两台BQW-15-50型潜水泵),掘进期间,工作面排水水泵、排水管路等排水设施要随工作面掘进跟进,低洼处要及时设置临时水仓。

4、排水系统的管理要求:

(1)排水管路要连接严密,不漏水。

(2)支管阀门、闸阀要挂牌管理。

风管、支管阀门、闸阀要按规定进行刷漆,以防锈蚀。

第九节运输

工作面所用材料、设备等均由运输工在地面装车经副斜井至井底车场,将其运输至临时车场,人工将材料车推至堆放地点卸车码放,并挂牌管理。

1、材料车路线:

地面→副斜井→副斜井井底车场→轨道大巷→0902运输下山→工作面。

2、出井车路线:

、工作面→0902运输下山→轨道大巷→副斜井井底车场→副斜井→地面。

第十节照明、通信和信号

1、工作面内通讯装置随工作面延接,并安装电话,便于井上、井下及巷道里外联系,各部电话挂牌管理。

2、各转载点附近巷帮安设声光信号。

信号规定:

一停,二开、三松,乱点为事故点。

岗位工不准离岗,严禁设备无人看护运行。

3、在掘进施工过程中,电缆敷设在巷道上帮。

第六章劳动组织及主要技术经济指标

第一节劳动组织

劳动组织形式采用综合作业方式作业,即将施工需要的主要工种(掘进、支护)和辅助工种(机电维修、运输)组织在一起,使各工种既有明确分工,又要在统一领导下密切配合和协作,共同完成各项施工任务。

第二节作业循环

一、概述

采用正规循环作业,作业形式:

三八制作业。

循环形式:

每班三循环,每日六循环,零点班为支护作业。

正规循环作业图:

表6、正规循环图表

工序

时间

min

白班

夜班

零点班

8910111213141516

通风

480

 

安检

15

打眼

30

装药放炮

15

通风吹烟

15

装运煤

75

支护整理

10

第七章安全技术措施

第一节一通三防

一、局部通风机安全管理:

1.加强通风保证风量,保护好通风设施,严格执行《煤矿安全规程》第136-141条中的有关规定。

2.必须实行“三专两闭锁”,且必须定期检修双风机,双电源及切换装置,以确保切换动作,风电闭锁,瓦斯电闭锁的灵敏可靠,

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