《金属矿开采技术》专业毕业设计.docx

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《金属矿开采技术》专业毕业设计.docx

《金属矿开采技术》专业毕业设计

毕业设计

 

云南澜沧铅矿箐帮东尖山铅矿开采设计

 

学院:

矿业学院

专业:

金属矿开采技术

班级:

姓名:

指导教师:

目录

第一章矿山概况4

(1)矿区地理位置4

(2)矿区自然及经济5

第二章矿区地质5

(1)地质资源5

(2)矿区构造5

(3)矿床特征6

(4)矿床成因6

(5)矿体特征7

第三章矿山生产情况7

(1)矿区现状7

(2)现有探矿,勘探坑道8

(3)采矿方法8

(4)通风系统9

(5)供水9

(6)建水规模10

第四章采矿方法的选择10

(1)选择采矿方法的基本要求10

(2)影响采矿方法选择的主要因素11

(3)采矿方法的简述13

(4)回采工艺16

第五章采矿方法主要技术经济指标计算20

(1)矿山达产所需设备数21

(2)达产所需的劳动力配备23

(3)每吨矿石材料消耗与费用24

(4)每循环劳动力消耗费用25

(5)每循环燃料和劳动力消耗费用26

第六章总结27

(1)矿山存在的问题及建议28

 

第一章矿山地质情况

(1)矿区地理位置

矿区位于云县县城130°方向直距36km处,地理坐标:

东经100°25′40″---100°26′43″,北纬24°16′14″---24°17′31″,行政区划隶属于澜沧市云县后箐乡邦东村委会管辖。

矿区范围由5个拐点坐标圈定,矿区面积为1.9529km²,开采标高:

1850m—1650m。

214国道临沧-云县-大理公路从矿区西部通过,矿区到邦东有

简易乡村公路连,运距6km,矿区至县城运距96km,至临沧市运距

195km,至大理运距357km,矿区内交通尚属方便。

 

地质示意图:

 

(2)矿区自然及经济地理

矿区地处滇西横断山系纵谷区南部澜沧江西岸,地势起伏大,切割强烈,山脉走向近南北,属中高山地形。

矿区范围内最高点为平掌后山,海拔2303m,最低点为大岔河,河面海拔1550m,相对高差为753m。

矿区属澜沧江水系,矿区主要河流为大岔河及打厂河,皆为常年性水体,雨季流量较大,常有季节性洪水发生。

矿区属于北亚热带季风气候,矿区内干湿季节明显,气候垂直变化显著,海拔1400m以上的坝区及河谷地带湿热多雾,而海拔1400m以上的山区,局部有冬季降雪及短期霜冻现象,年平均气温在16摄氏度左右.矿区内雨量充沛,雨季集中在6-9月份,年降雨量1600mm。

矿区为多民族杂居,主要有汉,彝,回,傈僳族等,多从事农业生产,区内山高坡陡,生产,生活条件极为艰苦,农产品有水稻,玉米,小麦等,经济作物为甘蔗,茶叶,核桃等,经济较落后,为国家级贫困县,总体上属经济欠发达地区。

第二章地质

(1)矿区地质

矿区出露地层主要有第四系,三叠系上统小定四组,中统忘怀组,侏罗系中统花开左组下段。

(2)矿区构造

矿区地处张导山复式向斜的东翼,响水—帮东背斜的南部倾伏端,断裂、褶皱均较发育,总体表现为一个主体复式背斜褶皱、多组断裂相互叠加、切错的构造格局。

(3)矿床特征

3.1概况

矿体主要分布在矿区F1断层东带测及F9断层带西侧800m范围内,呈近南北向展布,赋存于响水—帮东背斜南部倾伏端三叠系上统小定西组二段(T3x2)中下部的安山岩、安山玄武岩、玄武岩、硅化玄武岩中。

矿体明显受近北东向构造及岩性层的控制。

 

3.2含矿层特征

矿区处于忙亚断裂及拿鱼河断裂的夹持部位,由于受断裂构造的影响,背斜轴部不完整,次级褶皱发育,控制着矿体的大小、形态和规模。

矿体分布于响水—帮东背斜南部倾伏端小定西组二段(T3x2)岩性层中,受构造和岩性的控制。

3.3矿体形态、产状及规模

就目前控制的矿体主矿体情况看,单矿体沿走向总长度350m—400m之间,平均厚度一般6.00—14.5m,赋存于三叠系上统小定西组第二段(T3x2)岩性层中,呈似层状、透镜状产出,在走向及倾向上有分枝复合、膨大缩小、尖灭再现的特点。

矿体产状较陡,倾角75°左右,受构造的控制,总体向西倾。

(4)矿床成因

根据矿体地质、矿化赋存规律、物化探特征等因素的综合分析,认为帮东铜铅矿属于火山岩中低温热液成因玄武(安山)岩型铜铅矿床。

(5)矿体特征

矿体总体呈似层状、透镜状产出,产状290°∠76°,在走向、倾向上具有分枝复合、膨大缩小、尖灭再现的特点。

经地表深槽及深部坑道、工程的揭露,控制矿体走向长350m,延深250m,矿体厚度15m,铅矿体中平均含Pb2.83%,Pb品位变化系数为47%,Cu0.42%;铜矿体中平均含Cu0.46%。

云县后箐帮东尖山铅矿为似层状,透镜状矿体,地质构造简单,岩组类型较为单一,矿层全部在地下水位之上,顶,底板及井巷围岩较完整,结构面以层理面,较弱夹层为主,伴有风化裂隙面,结构面基本能互相牵制,岩体较为稳定,属半坚固-坚固硬岩组,稳固性好。

第三章矿山生产现状

(1)矿区现状

云县后箐邦东山铅矿为生产矿山,已开采多年,但矿山主要以探矿工作为主,2009年以前进行过部分矿体开采,但开采的范围很小,2009年到2012年基本没有进行生产,以探矿和矿山维修工作为主,去年8月份开始采矿。

采矿工作和选厂以承包方式经营。

矿山拥有选厂两座,1选厂位于斜井卷扬机一侧的山坡上,日处理能力100t/d:

2选厂距矿山7-8km,日处理能力300t/d。

在斜井口附近的山沟内设有尾矿库。

本矿山为以生产的小型矿山,矿山自取得采矿证以来便对矿区内的矿体进行地下开采。

(2)现有探矿,勘探坑道

矿山采用斜井和斜坡道开拓,形成两个中段1700m.1660m。

1700m探矿巷道:

采用斜坡道开拓,坡度:

3-8%,斜坡道长165m。

采用汽车运输。

巷道断面:

2.8m×2.8m。

坑口混泥土支付,长30m。

坑口标高为1710m,探矿巷标高1700m,长400m左右:

在勘探线位置向两边掘进穿脉:

巷道顶板有滴水现象,在探矿巷道南面端部有回风井与地表相通。

1660m探矿巷道:

采用斜井开拓,采用人推矿车运输至井底车场,然后采用提升机运输,巷道轨距为600mm,斜井井口巷道断面:

2.3m×2.7m,长135m,坡度29°,坑口标高1710m,井口出地表段采用混凝土筑城,长10m,坑口设有100m长的轨道与斜井相连,探矿巷巷道断面2.6m×2.6m,标高1660m,长330m,在勘探线位置向两面掘进穿脉。

有通风天井与1700m中段相通,断面:

2.0m×2.0m,采用木支护,位于探矿巷道端部。

顶板有滴水现象,巷道没有设排水沟,在斜井落平处设有20m³的水仓,采用水泵沿斜井排至地表自流排走。

风水管位于巷道的一侧。

 

(3)采矿方法

矿山为已生产小型矿山。

2009年以前进行过不部分矿体开采,但开采的范围很小,矿山目前采用的采矿方法为留矿法,电耙耙矿。

凿岩采用YT-28型气腿式凿岩机

(4)通风系统

矿山设有一台37kw的轴流式风机进行通风,风机位于2#坑斜坡道的一侧,但矿山未使用:

掘进工作面采用局部扇风机。

1660m中段南面想到端部设有回风井与1700m中段相通:

1700mm中段南面巷道端部设有联通地表的回风井。

目前矿山采用自然通风。

(5)供水

矿区内人口稀少,地表水质优良,并且区内还有多个泉水可供饮用,矿区生产用水主要取自打厂河,生活用水取自老李村西边泉点,水化学类型“HCO3--Ca2+”型,矿区水资源丰富。

(6)建设规模

矿山采用间断工作制,年工作300天,每天2班作业,矿山建设规模的确定是根据矿体的开采技术条件,结合采矿许可证及矿山所采用采矿方法的采场生产能力,中段可布采矿场计算,并按矿山开采年下降速度验证,最终确定矿山生产规模为100t/d,3万t/a。

矿山主要产品为铅矿原矿石。

表1矿山目前达到的技术经济指标

序号

项目名称

单位

数量

备注

地质资源

1

评审通过资源资源量

1.1

保有矿石量

万t

91.45

其中:

122b

万t

57.40

333

万t

34.05

1.2

平均品位

2.10

2

矿石体重

t/m³

2.83

3

废石体重

t/m³

2.50

采矿

1

设计利用资源量

1.1

矿石量

t

91.45

1.2

平均品位

2.10

2

采矿损失率

22

3

采矿贫化率

8

4

采出矿量

万t

64.01

4.1

采出矿石量

万t

64.01

4.2

采出矿石平均品位

1.78

5

矿山生产能力

万t/a

3

6

矿山工作制度

天/a

300

班/天

2

小时/班

8

7

采切比

m/kt

9.43

8

投产时保有三级矿量

开拓矿量

万t

12.80

采准矿量

万t

4.38

备采矿量

万t

3.14

第四章采矿方法

(1)选择采矿方法的基本要求

1.1安全所选择的采矿方法必须保证工人在采矿过程中能够安全生产,有良好的作业条件(如可靠的通风措施、合适的湿度和温度),能够使繁重的作业实现机械化;同时能够保证矿山能安全的持续生产,如避免生产大规模的地压活动可能造成的破坏,防止大爆破震动和采后岩层移动可能一起的地表滑坡和泥石流危害,防止地下水灾和火灾及其他灾害的发生等。

1.2矿石贫化小选择的采矿方法要贫化小,矿石质量高,满足加工部门对矿石质量的要求。

矿石贫化对矿山产品(数量)、成本与盈利的影响很大。

在一般情况下,矿石贫化率要求在15%~20%以下。

1.3矿石回采率高矿产资源是有限的并且是不能再生的,采矿属耗竭性生产,因此要求选择回采率高的采矿方法,以充分利用地下资源。

矿石损失除对矿石成本有一定影响外,还要减少盈利总额和缩短矿山生产时间。

一般要求矿石回采率在80%~85%以上。

1.4生产效率高要尽可能的选择生产能力大和劳动生产率高的采矿方法。

生产效率高可以减少同时工作的的矿块数,便于实施集中采矿,有利于生产管理和采场地压管理等。

1.5生产成本低、经济效益高择采矿方法时不仅要考虑矿石回采成本,还要考虑矿石的加工成本,使采选成本低,综合效益好。

1.6遵守有关法规的要求采矿方法的选择必须遵守矿山安全、环境保护和矿产资源保护的有关规定。

(2)影响采矿方法选择的主要因素

2.1矿床地质条件

矿床地质条件对于采矿方法的选择有直接影响,起控制性作用,矿床地质条件一般包括以下内容:

(1)矿石和围岩的物理力学性质;

(2)矿体产状;

(3)矿石的品位及价值;

(4)有用矿物在矿体和围岩中的分布;

(5)矿体赋存深度;

(6)矿石和围岩的自燃性与结块性。

2.2开采技术经济条件

主要有以下内容:

(1)地表是否允许陷落;

(2)加工部门对产品的技术要求;

(3)技术装备与材料供应;

(4)采矿方法所要求的技术管理水平。

2.3采矿方法的初选

根据岩石力学地压理论和开采技术分析,矿体属于层状、厚度从薄到厚,急倾斜、矿体稳固、矿体顶底板稳固的矿体。

所以本次设计采矿方法初选为分段凿岩阶段矿房法(第1方案)、阶段矿房法(第2方案)、阶段崩落法(第3方案)。

对三种初选方案进行经济技术分析,如下表:

表2采矿方法初步技术经济分析表

顺序

指标项目

计算单位

第1方案

第2方案

第3方案

1

2

3

4

5

6

 

7

矿块生产能力

矿块劳动生产率

采准切割比

矿石损失率

矿石贫化率

主要材料消耗

坑木

炸药

水泥

采出矿石的直接成本

吨/日

吨/工班

米/万吨

%

%

米3/吨

公斤/吨

公斤/吨

元/吨

150-250

25

15

25%

15-20%

0.26

0.5

2.15

180

20

61

30-40%

20%

0.3

0.4

3.31

300

31

45

20%

25%

0.35

0.48

2

根据上表的技术经济分析,确定分段凿岩阶段矿房法为最终采矿方法。

 

(3)采矿方法简述

分段凿岩阶段矿房法适用于开采矿岩稳固、中厚至厚的倾斜,急倾斜矿体。

3.1采场布置及结构参数

阶段高度主要取决于围岩的允许暴露面积与暴露时间,矿体及其顶板岩石坚硬、岩体完整性较好。

所以采用沿矿体走向连续布置,矿体回采沿走向分段凿岩阶段出矿,矿块长度50m,中段高度50m,分段高度9m,顶柱10m,相邻矿块之间设连续矿柱,间柱宽度8m,底部结构采用单排漏斗电杷出矿。

3.2采准工作

采准巷道有:

阶段运输平巷、通风行人天井、分段凿岩巷道、电耙巷道、溜井、漏斗颈等拉低巷道。

切割工作:

拉低、辟漏及切割天井。

在矿体下盘脉外掘进中段运输平巷,从中段运输平巷中每隔50m掘进装矿穿脉,装矿穿脉揭穿矿体厚度,在掘进联络横巷至矿体厚度中央位置,在间柱中由横巷末端掘进人行通风天井至回风平巷,最上一个中段的人行通风天井直接连通地表。

在天井的两侧掘进拉底平巷和分段凿岩平巷。

拉底平巷形成后,在矿房中部由拉底平巷掘进切割天井,并将切割天井扩大成切割槽作为爆破自由面。

表3采切工程量计算表

工程项目

巷道数量

巷道长度(M)

巷道断面

工程量(m³)

矿石中

岩石中

合计

矿石中

岩石中

合计

单长

总长

单长

总长

采准工程

1716.94

阶段运输平巷

1

50

50

50

4

200

人行通风天井

2

50

100

100

4

400

分段凿岩平巷

3

48

144

144

4

576

电杷巷道

1

40

40

40

4

160

溜井

1

5

5

5

4

20

穿脉巷道

1

16

16

16

4

64

放矿漏斗

7

6.11

42.77

42.77

296.94

合计

16

53

149

162.11

248.77

397.77

24

596

1120.94

切割工程

328

切割天井

1

34

34

34

4

136

拉底平巷

1

48

48

48

4

192

小计

2

82

82

82

8

328

合计

18

135

231

162.11

248.77

479.77

32

924

1120.94

表4矿块采出矿石量计算表

工程项目

矿石工业储量(吨)

回收率

%

贫化率

%

采出工业储量

(吨)

采出矿量(吨)

占矿块总采出矿量的比重%

一、采准工程

4858.94

78

8

3789.97

4119.53

4.53

二、切割工程

928.24

78

8

724.03

786.99

0.87

三、回采

1.大量回采

53642.82

95

8

50960.68

55392.04

61

顶柱

8490

60

8

5094

5536.96

6.1

底柱

21225

60

8

12735

13842.4

15.3

间柱

16980

60

8

10188

11073.9

12.2

合计

106125

83491.68

90761.82

100

注:

1.采准、切割巷道工业储量=采准、切割工程的总工程量×矿石容重

2.采出的工业储量=工业储量×回收率

3.采出的矿石量=采出的工业储量÷(1-贫化率)

4.回采率总计=采出工业储量总计÷工业储量总计

5.贫化率总计=(采出矿石量总计-采出工业储量总计)÷采出矿石量总计

6.急倾斜矿体矿块工业储量=矿块长×矿体水平厚度×阶段高度×矿石比重

7.缓倾斜矿体矿块工业储量=矿块斜长×矿块长(宽)×矿体垂直厚度×矿石比重

8.矿块工业储量总计=采准工业储量+切割工业储量+回采工业储量+矿柱工业储量

(4)回采工艺

矿块作为一个回采单元,回采从矿块中部的切割天井开始。

为提高矿块的出矿能力,缩短顶板暴露时间,回采推进方向由切割天井两翼推进,在切割天井的两翼形成梯段工作面作业。

4.1凿岩

在分段凿岩巷道中使用YG90型导轨凿岩机打上向扇形中深孔和上向平行中深孔,选用2台,1台工作,1台备用.

凿岩爆破参数:

钻孔直径50mm-75mm,孔间距为1.5m-1.8m,孔深小于15m,最小抵抗线1.5m,炸药单耗取0.4kg/m³。

各分段间由下而上分段爆破,每次爆破23排孔,爆破后上下分段工作面成一台阶立面。

凿岩设备的计算:

n=A/qp

式中n-凿岩机台数

A-每工作循环内落矿量,120t

q-炮孔崩矿量,2.0t/m

P-凿岩机台班效率,取80m

经计算,n=0.75,取n=1,备用按规定为100%,备用一台。

矿山需要2台YG90型导轨凿岩机用于采矿内凿岩

为考虑天井施工,开拓掘进和做采切工程,需YSP-45型上向凿岩机2台(一台工作,一台备用)和YT-28型浅空凿岩机4台(备用一台)

4.2装药爆破

采用硝铵炸药,导爆管雷管和导爆索复试起爆。

起爆网络应设置专线,开关箱要求由专人管理。

装药时,开关箱要加锁。

装药爆破必须由专职爆破工持上岗证操作。

每个炮眼一律用正向起爆,起爆药包装在孔口位置,即先装普通药包,装填到位后,再装起爆药包。

装药时,要用木制炮棍轻轻地将药包推至孔底,并轻轻的捣实。

装起爆药包要用炮棍轻轻推入孔内。

装药深度宜大于等于孔深的3/5。

装药后,每个炮眼用炮泥认真填塞,填塞长度不下于孔深的1/6。

装药量计算:

每班爆破一次,每班凿岩空数6个,孔平均深9m

每台班钻凿炮孔为:

6/个×9/m=54m

总装药长度为:

54m×0.6=32.4m

台班装药量:

32.4÷0.2m/药卷×1.2(压实系数)×0.15kg/药卷=29.16kg

最大装药量按一个矿块2个工作面计算为:

30×2=60kg

雷管量:

即发2×2=4发,一段12×2=24发,三段12×2=24发,共计52发

爆破器材的使用和管理:

爆破器材按爆破设计和施工组织申请领取,供应运输,装卸,使用,入库登记,爆破器材领用,短途运输,装药爆破,清理退库,登记手续必须清楚无误

爆破器材的使用和管理必须符合爆破安全规程,矿山安全规程及企业的安全岗位责任制的各项要求。

爆破器材保管员必须经过培训,考核合格后上岗,矿山爆破工作应由县爆破专业队实施爆破。

4.3矿块通风

通风主要依靠K40-6-NO18型主风机所形成的风压进行通风。

采用场内的通风为新鲜风流从中段运输平巷进入,经人行通风天井进入分段凿岩巷道,清洗工作面后污风从另一侧天井排至上中段回风平巷。

根据GB16423-2006《金属非金属矿山安全规程》规定,为确保矿块工作面有贯穿风流,为保证矿块工作面的通风风量,设计确定凿岩工作时和爆破后采用JK55-1NO.4.5型局扇加强通风,局扇安装于凿岩平巷内,局扇通风方式为混合式通风。

将工作面废风及时排入另一侧的人行材量通风井中,然后进入上中段回风平巷或直接排出地表。

4.4出矿

爆破崩落的矿石借助自重落到矿房底部,矿石经放矿漏斗溜到电杷巷道中通过电杷耙到溜井中,再由中段运输平巷运输设备装车,最后运出地表运至矿石堆场

4.5顶板管理

顶板管理是矿山安全生产管理,特别是分段凿岩阶段出矿空场法安全生产管理最为重要的工作。

为确保顶板围岩不被破坏,为安全生产创造必须的条件,必须认真做好以下几项工作:

(1)严格遵守GB16423-2006《金属非金属矿山安全规程》,回采过程中应认真检查顶板,处理浮石。

安全员,值班长和带队组长负责对顶板,边帮及矿柱的安全状况进行例行安全检查,爆破后加强通风30分钟以上才能进入工作面。

作业前,首先是要认真敲帮问顶,清除浮石和险石,务必做好顶板的安全检查和排险工作.

(2)对于顶板开裂,又一时难以清除的险石,要架设临时顶撑,并在顶板和底面上用10公分厚的木板垫好,加好木锲子夯紧支撑牢固。

(3)使用地应力测定仪或声光联合报警的顶板低压测定仪,及时提供预警信号,一旦有严重冒顶征兆,所有人员必须全部撤离工作面。

(4)采场凿岩时,按设计的炮孔角度,间距,排距进行。

同时顶板炮眼采用预裂爆破法爆破,严格控制顶板炮孔方向,深度和装药量,一定要与顶板围岩倾斜方向一致,并留0.3-0.5m保护层,控制爆破队顶板不破坏。

(5)采用分段毫秒微差爆破法。

严格控制同段爆破的装药量,最大限度降低冲击波和地震波对顶板围岩的破坏。

(6)严格按设计留有间柱和顶柱,砥柱。

使间柱与顶板控制成拱形。

(7)为控制地压在顶板稳固性差的地段及时进行临时支护,以确保回采安全。

(8)认真收集开采过程中的岩石力学的基础资料和数据,总结本矿地方地压管理的建议和教训,根据岩石力学论和优化矿块结构参数,研究确定合理的顶板暴露面积,合理确定和优化矿块间柱,顶板,底柱的最佳尺寸

(9)严格按设计的回采顺序和上,下中段超前关系的顺序回采

4.6矿柱预留与维护

矿柱是确保采矿安全,控制地压的主要结构:

要求按设计规定的位置,规格和尺寸,个数留好间柱,顶柱,底柱以确保空场下作业的安全

矿柱预留要求采取以下具体措施:

(1)由工程技术人员现场测点放线,按单体施工图设计尺寸,形状,位置现场标定施工

(2)凿岩:

要求沿点柱的四边用水平扩帮炮眼,并沿矿柱全高预裂爆破法预留,为得到规则的形状,每侧面增加2-3个预裂炮眼,预裂炮眼不装药

(3)间柱:

也要用预裂爆破法,使间柱与顶板控制成拱形

(4)顶柱:

采用水平炮孔,光面预裂爆破法施工

矿柱维护:

加强对其维护和观测十分重要,设置专人进行矿柱维护观测和管理工作,目的是保证矿柱的稳固的工作。

一旦发现间柱和点柱产生变形和开裂,要立即报告主管领导,及时妥善加以处理,企业应组织专人多顶柱,底柱,间柱每个季度进行一次沉降移动观测,编制矿柱维护,检测记录,并归档作为矿山开采资料

4.7矿柱回收

矿房结束时,在回风平巷中钻凿中深孔进行顶柱回收,在天井中钻凿中深孔或者浅孔进行间柱回收,底柱的回收可根据实际情况由中段运输平巷中钻凿中深孔进行部分回收。

4.8空区处理

分段凿岩阶段出矿空场法采后所形成的空区,必须严格遵守GB16423-2006《金属非金属矿山安全规程》的规定:

其通往空区的井巷应及时进行封闭处理。

人员不准进入空区。

采用毛石混泥土封闭运输平巷通往采场的通道,一防止空区围岩冒落时所产生的冲击波威胁到井下工作人员的安全和对设备的破坏

由于空区大面积冒落可能引起岩石移动和地表塌陷。

为此,必须严格遵守GB16423-2006《金属非金属矿山安全规程》的规定,地下采空区和地表移动范围以内的区域列为危险区域。

在危险区域必须设安全警示标志和安全警示设施,禁止人,畜进入危险区域.

4.9矿石损失率及废石混入率

在参考国内类似矿石的指标,并充分研究和分析了福贡县指挥

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