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煤矿用液压支架选型报告

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煤矿用液压支架选型报告煤矿用液压支架选型报告 第一节 井田概况 1)、首采面地质构造情况: 首采面布置在井田的南翼上部,地质构造比较简单,煤层厚度变化较大,在切眼处K22钻孔揭露的9煤厚度为2.05m,在邻近停采线处的煤层厚度约为6.3m。首采面可采储量至少为120万吨。 在首采面南翼,运输巷将会揭露Fk20逆断层,落差0~5m;在切眼附近揭露F3逆断层,落差110~150m。其余地质构造简单,三维地质勘探无构造。 首采面9#煤层坚固性系数f(平均值)1.05 埋深在100米左右。 煤层具有自然倾向。 9煤层为中高灰分,...

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煤矿用液压支架选型 报告 软件系统测试报告下载sgs报告如何下载关于路面塌陷情况报告535n,sgs报告怎么下载竣工报告下载 第一节 井田概况 1)、首采面地质构造情况: 首采面布置在井田的南翼上部,地质构造比较简单,煤层厚度变化较大,在切眼处K22钻孔揭露的9煤厚度为2.05m,在邻近停采线处的煤层厚度约为6.3m。首采面可采储量至少为120万吨。 在首采面南翼,运输巷将会揭露Fk20逆断层,落差0~5m;在切眼附近揭露F3逆断层,落差110~150m。其余地质构造简单,三维地质勘探无构造。 首采面9#煤层坚固性系数f(平均值)1.05 埋深在100米左右。 煤层具有自然倾向。 9煤层为中高灰分,低硫,中硫、难选、高挥发分、高发热量。煤质牌号为1/3JM。 9煤顶板级别为?~?,属很坚固岩石; 9煤级别为?~?a,属比较软岩石; 9煤底板级别为?~?a,属中等坚固岩石 2)、顶、底板条件—厚度、硬度、岩层性质、抗压强度等 9煤结构复杂,含夹矸4~18层,一般为4~9层,夹矸岩性多为粘土岩、泥岩或炭质泥岩。顶板岩性为中细砂岩及砂质泥岩,其中粘土质含量较高,底板岩性为砂质泥岩或砂质粘土岩。下距10号煤层0.40~8.63m,平均间距2.40m。 9煤结构复杂,含夹矸4~18层,一般为4~9层,夹矸岩性多为粘土岩、泥岩或炭质泥岩。顶板岩性为中细砂岩及砂质泥岩,其中粘土质含量较高,底板岩性为砂质泥岩或砂质粘土岩。下距10号煤层0.40~8.63m,平均间距2.40m。 3)、水文地质条件——涌水量、瓦斯含量、地压、地热等 水文地质情况: 库里火沙兔井田的直接充水含水层以孔隙含水层为主,裂隙含水层次之,直 1 中煤北京煤矿机械有限责任公司煤机装备研究 接充水含水层的富水性弱,补给条件、迳流条件均较差,直接充水含水层单位涌水量q<0.1L,s.m。井田内断层发育,但千里山、莫里、F2、F3、F6逆断层的导水性均弱。区内无地表水体,水文地质边界较简单。因此,井田水文地质勘查类型为第一,二类,第一,二型,即孔隙,裂隙充水的、水文地质条件简单,中等的矿床。 首采面为低瓦斯。 4)、采工艺及工作面参数(工作面布置情况) 首采面回风巷及运输巷分别自副斜井一中、二中车场开口。工作面自三岔口至切眼,回风巷长度为1455m(可采长度为1251m,井筒留取50m保护煤柱),运输巷长度为1424m,切眼长度斜距176m。 切眼倾斜长度为176m,与顺槽之间的夹角为60?,伪倾角回采。切眼的倾角在22~35?之间(初设中提供地层产状较陡,倾角一般25,40?),平均25?左右。 首采面顺槽均采用直墙三心拱,采用锚网支护,B×H=4200×3200mm。顺槽的施工坡度在0~6? 5)、工作面产量为120万吨,首采面采用综放设备回采,皮带 2 中煤北京煤矿机械有限责任公司煤机装备研究 第二节 工作面配置与技术性能指标 一、工作面设备选型及配套 1(原则 工作面综采设备的配套和选型直接关系工作面综采设备的有效发挥和可靠性,关系工作面年产目标的实现。工作面综采设备的配套选型主要从以下几方面入手。 ?采用国内外近年来新研制开发并经工业性生产检验的技术先进、性能优良的新型装备,使公司综采设备达到国际先进水平。 ?通过合理选型和正确配套,选用大功率采煤机,大功率、大运量输送机,大工作阻力、高可靠性的液压支架,保证整个系统的高性能和高可靠性。 ?提高综采设备的配套能力与生产协调性。综采面的配套设备必须适应与满足高产高效的需要,以工作面设备能力为基础,形成一条配套生产能力由工作面向外的“喇叭口”煤流系统,用综采设备的协调性来保证工作面快速推进的需要。 2(工作面基本参数 首采工作面设计长度 176 m:(设备能力应能满足工作面长度200m) 采 高: 2.05-2.8 m; 走向长度: 1252 m(首采面); 生产能力: 1,200,000 t,面(年 年生产日: 300天 工作面生产能力估算 A)割一刀煤产量 Q,L,B,H,,,kgggg 式中:Q——割一刀煤产量,t; g L——工作面长度,取176m; B——采煤机截深,O.63m; g H——采煤机平均割煤高度,2.8m; g— 3γ——煤容重,1.4t,m; K——采煤机割煤回收率,取0.95; g Qg=176×0.63×2.8×1.4×0.95=413t B)放一次顶煤产量 Q,L,B,H,,,kTTTT :Q——放一次顶煤产量,t; 式中T B——放煤步距,取0.63m; f H——平均放煤高度,取2.0m; f K——平均放煤回收率,取O.75; f QT则: =176×0.63×2.0×1.4×0.75=233t C) 循环产量 Q,Q,Q,413,233,646tXgT D)工作面年产量 工作面采用“三八制”作业制,二班生产、一班检修(检修班割一刀煤), 每班工作四个循环,即割四刀煤,放四次煤,每天工作8个循环,每年300天工 作日,年产量可保证150万吨。 Q=8×300×646=1550400t 3(采煤机选型 1)选型原则 采煤机选型应依据煤层赋存条件和工作面参数,生产能力能够达到综 放工作面设计年产120万t的要求,并满足与刮板运输机、液压支架相配 套。 当采高与截深一定时,工作面生产能力即取决于采煤机的牵引速度或 装机功率。因此,选择采煤机时,根据煤层地质条件、采高、截深、牵引速度和功率进行选型,同时采煤机应能满足并实现工作面两端斜切进刀自开缺口的要求,优先选用具有工况监测监控功能的电牵引采煤机。 采用“三八”制,每班割三刀煤,三个放煤循环可以满足设计年产量。 2)主要参数选择 (1)采煤机滚筒的选择 根据工作面最大采高3.0m,,要求采煤机选择双滚筒,可以双向割煤,并可以自开缺口。滚筒直径一般为采高的0.55,0.6倍,推荐滚筒直径D=Ф1700mm,可根据情况对滚筒进行调换。 (2)采煤机牵引速度的选择 工作面进刀方式采取端部斜切进刀双向割煤方式,往返一次割两刀,计为两个循环,每个循环的割煤时间为往返两个循环的平均数。采煤机的牵引速度应与支架循环动作协调。 循环往返一次的时间为: T=2×(Tx+Th+Td+Tg)+Txd+Tsd+2Tfd Tx=(Ll+L2)/Vx Th=(L1+L2),Vh Td=(Ll+L2),Vd Tg=[L-(L1+L 2)]/Vg 式中:T——往返一次循环时间,min Tx——斜切进刀时间,min Th——返回割三角煤时间,min Td——调度返回时间,min Tg——割煤时间,min Txd——下端头作业影响时间,取Txd=25min Tsd——上端头作业影响时间,取Tsd=25min Tfd——上下端放煤影响时间,取Tfd =30min L1——两滚筒回转中心距离,暂取L1=12m L2——刮板输送机弯曲段长度,取L2=30m Vx——斜切进刀速度,取Vx=3m,min Vh——返回割三角煤速度,取Vh=4m,min Vd——调度返回速度,取Vd=4m,min 采煤机平均割煤速度,取Vg=3m,min Vg—— 则: Tx=(12+30)/3=10.7min Th=(12+30)/4=8min Td=(12+30)/3=8min Tg=[176-(12+30)]/3=48min T=2×(10.7+8+8+48)+25+25+2×30=259min 则,平均每刀循环用时约130min。 可以看出,在放顶煤工作面,当采煤机牵引速度大于3m,min时,即 使考虑中间架放顶煤影响时间,保证每天割八刀煤是有保证的。 根据煤层地质条件及生产技术条件,选取采煤机牵引速度。经以上详 细计算表明,要实现预定产量,工作面长度176m,采煤机的牵引速度应不 小于3m,min,考虑非正常生产因素,要有一定的富裕度。 (3)采煤机功率的选择 采煤机功率按下列经验公式计算: N,(60×B×H×V×Hw)/3.6 式中:N—采煤机所需功率,kW; B—采煤机的截深,取0.63m; H—采煤机最大割煤最大高度(采高),3.0m; V—采煤机的平均切割速度,取3m/min; Hw—能耗系数,取值范围为3.0,3.5。 N ,(60×B×H×V×Hw)/3.6 ,(60×0.63×3.0×3×3.5)/3.6=331(kW)。 根据以上计算,所需采煤机的截割功率为375kW,但考虑到采煤机的功率选择应有一定的富裕度,选择采煤机的截割功率为500 Kw 3)采煤机选型 采煤机的发展趋势是以电牵引逐步取代液压牵引,向多电机、大功率、机电一体化方向发展,即提高了截割牵引速度和截深,大幅度提高单产,又增强了运行可靠行,且操作简易、安全、维修方便。目前电牵引采煤机装机功率已达2210kw,牵引速度已达28m,min。先进的电牵引采煤机装备了以微型计算机为核心的电控系统,采用先进的信息处理技术和传感技术,实现机电一体化,顺槽集中控制。能够对采煤机的运行工况及各种技术参数信息进行采集、处理、显示、存储和传输,可通过编程软件对采煤机进行全面控制、监测和保护(如过载、过热、漏电、供水水压和流量、误操作等),以及实现采煤机电气系统的自动调节、截割电动机功率自动平衡和机械故障自动查寻、诊断等多种功能。 根据工作面生产能力要求和国内外电牵引采煤机比较,为保证工作面的高产高效,选用电牵引采煤机,建议型号为MGTY200/500-1.1D。 4(工作面前部刮板运输机的选型 1)选型原则 选择前刮板输送机的主要原则是以采煤机最大生产能力为基数,保证工作面运煤能力和运输设备的可靠性和耐用性,兼顾设备启动、保护和控制性能。主要有以下几个方面: a(输送量应与采煤机最大生产能力相适应,并且有一定备用能力。 b(结合煤质硬度、块度、运量选择结构型式(单链、双边链、双中链等)、煤质较硬、块度较大时优先选用双边链;煤质较软时可选用单链或双中心链。 c(输送机溜槽的结构选择铸焊结合高强度溜槽,一般优先选用封底式。封底式阻力小,主要用于底板较松软条件。 d(为了配合滚筒采煤机白开切口,应优先选用短机头和短机尾,但 机头架和机尾架中板的升角不宜过大,以减少通过压链块时的能耗。 2)工作面前部刮板运输机运煤能力计算 a)工作面采煤机割煤能力 Qg=60Bg(Hg(V.γ煤(Kg Qg=60×0.63×2.8×3×1.4×0.95=422t,h 式中:Qg——采煤机的落煤能力; Bg——采煤机截深,取0.63m; Hg——采煤机平均割煤高度,取2.8m; V——采煤机割煤牵引速度,3 m,min Y——煤的容重,取1.4t,m3; Kg——采煤机割煤回收率,取0.95 b)前刮板运输机运输能力 前运输机的最大运输能力应满足Qy1?Ky1* Qg 式中:Qyl——运输机的最大运输能力; Kyl——运输机的装载不均匀系数,取1(5 Qyl=1.5×422=633t,h 因此,运输机的运输能力应不小于700 t,h。 3)工作面前部刮板输送机选型 根据首采工作面参数,要求刮板输送机能够适应长度200米工作面,运输能力?700。因此,选用刮板输送机首要考虑优先选用大功率、中双链、双速电机+滑差限矩耦合器+重型紧凑型双级行星减速器传动或CST系统,强制水冷却。 选用张家口煤矿机械有限公司生产的SGZ730/400型整体铸焊封底式刮板输送机。 4(工作面后部刮板运输机的选型 1)选型原则 综放工作面要实现高产高效,采煤机割煤和放顶煤工序应该实现平行 作业。采煤截深为0.63m,采用一采一放工艺。推拉运输机机头机尾必须 停机进行,放煤循环时间应该减去上下端头作业时间。 2)工作面后部刮板运输机运煤能力计算 一次放煤循环时间: Tf=2(Tx+Th+Td+Tg)+2Tfd Tx=(Ll+L2),Vx Tf=(Ll+L2),Vh Td=(Ll+L2),Vd Tg=[L-(L1+L2)],Vg 式中:Tf——放煤循环时间,min; Tx——斜切进刀时间,min Th——返回割三角煤时间,min Ta——调度返回时问,min Tg——割煤时问,min Tfd——上下端放煤影响时间,取Tfd=30min L1——两滚筒回转中心距离,暂取Ll=12m L2——刮板输送机弯曲段长度,取L2=30m Vx——斜切进刀速度,取Vx=3m/min Vh——返回割三角煤速度,取Vh=4m,min Vd——调度返回速度,取Vd=4m,min Vg——采煤机平均割煤速度,取Vg=3m,min 则 Tx=(12+30),3=10.7min Th=(12+30),4=8min Th=(12+30),4=8min Tg=[176-(12+30)],3=48min Tf=2×(10.7+8+8+48)+2×30=209min 则,平均每刀循环放煤时间约105min。放煤能力由放煤口大小和多少 来决定,一般可通过调节放煤口的多少来调节,放煤速度可以通过调节放 煤口大小及摆尾梁调节。 平均放煤能力:QfP=60 QT / Tf QfP=60×233,105=133t,h 最大放煤能力:Qfmax=Kf×QfP ×n Qfmax——最大放煤能力: Kf——放煤不均匀系数,取1.5 N——同时打开的放煤口数,取2 Qfmax=1.5×133×2=399t,h 因此,后部运输机的运输能力应不小于500 t,h。 3)工作面后刮板输送机选型 根据首采工作面参数及输送能力的要求,并考虑到前后部输送机的互 换性,后部刮板输送机可以选择SGZ730/400型输送机。 配套设备的型号数量如下表 名 称 型 号 数量 说 明 工作面支架 ZF7600/16/32 110架 四柱、正四连杆、低位放顶煤 过渡支架 ZFG7600/20/34 7架 四柱、正四连杆、低位放顶煤 采 煤 机 MGTY200/500-1.1D 1 截深600mm, 前部 SGZ730/400 1 刮板 两台电机平行布置,运输能700t/h 运输机 后部 SGZ730/400 1 第三节 工作面液压支架选型 一、架型及参数的选择 1、架型选择 低位放顶煤支架主要有两种形式,一是反四连杆放顶煤支架;另一种是正四连杆放顶煤支架。由于反四连杆放顶煤支架受其结构限制,在大工作阻力的情况下四连杆机构的强度较难保证,且不太适合高度范围变化大的支架。而正四连杆放顶煤支架能克服其缺点,并且在全国广泛使用,其效果十分理想,此种架型在国内有单面年产超过600万吨的纪录。结合综放工作面的特点,选择正四连杆低位放顶煤支架。 2、支架中心距 支架中心距的选择与工作面的长度、推进速度、支架的重量等因素有关,结合福兴煤矿的实际条件,综合考虑各因素后取支架中心距为1.5m。(放顶煤工作面受后部放煤的影响,推进速度较慢;支架的重量较轻,有利于运输安装) 3、综放支架工作阻力确定 (1)按现行较通用的岩石冒落法公式 F,(LK+LD)*B*M*γ*H*Dk计算 F——支架工作阻力,kN; LK——梁端距,取LK=0.35m; LD——顶梁长度,取L=4.5m; D B——支架宽度,取B=1.5m。 M——煤厚(平均取4.1m)取M=4.1m; ,――采高的倍数,,7 3γ——顶板岩石容重,取γ=25kN,m。 Dk——动载系数1.2-1.4,取Dk=1.4; F,LK.LD.B.M.γ.H.Dk ,(0.38+4.5)*1.5*4.1*25*6*1.4 ,7353,, 取整支架的工作阻力确定为7600,, (2)按放顶煤综采支护强度经验公式 Mq,k1,,,,k2zK,1p支护强度 : 式中 qz——支护强度 KN/m2 m——采、放煤总厚度 取6.3m kp——顶板岩石碎涨系数,根据该矿顶板取1.25 r——顶板岩石宽度26KNm3 k2 ——采放比影响系数 取0.97 k1——放顶煤综采动载系数取1.4 代入上式 6.31.4**26*0.971.25,1 qz = 支架工作阻力 工作阻力P= q z *L*B 式中: P——工作阻力,KN q z——支护强度,KN/m2 L——支架撑顶长度,取4.9m B——支架安装中心距,取1.5m 代入上式 工作阻力P=890*4.9*1.5=6542KN 圆整取值,工作阻力取6800KN 综合以上计算结果进行比较,考虑一定安全富裕系数和国内近期配套趋势, 决定推荐选用7600工作阻力支架。 4、支架型号:根据上述分析工作面液压支架的型号为:ZF7600/16/32 二、ZF7600/16/32型放顶煤液压支架技术参数 液压支架主要技术参数 (1) 支架 四柱支撑掩护式低位放顶煤支架。 型号: ZF7600/16/32 支撑高度: 1600,3200 mm 支架宽度: 1430,1600 mm 支架中心距: 1500 mm 初撑力: 6184kN(P=31.5MPa) 工作阻力: 7600kN(P=38.7MPa) 支护强度: 1.0~1.02 MPa 底板平均比压: 2.5~2.7 MPa 适应煤层倾角: ?40?(加防倒防滑装置) 泵站压力: 31.5MPa 操纵方式: 本邻架控制 (2) 立柱、千斤顶的主要技术参数: 立柱: 双伸缩立柱 4根 缸径(大缸/中缸) Φ250/Φ180mm 柱径(中缸/活柱) Φ230/Φ160mm 行程 1550mm 初撑力(P=31.5MPa) 1546kN 工作阻力(P=38.7MPa) 1900kN 2)、推移千斤顶: 1根 缸径/杆径: Φ160/Φ105 mm 行程: 700 mm 拉架力/推溜力(P=31.5 MPa): 633 /360 kN 3)、 前梁千斤顶: 2根 缸径/杆径: Φ180/Φ120 mm 行程: 200 mm 推力/拉力: 802 / 445 kN 支撑阻力:(P=38.7MPa) 985kN 4) 、护帮千斤顶: 2根 缸径/杆径: Φ100/Φ70mm 行程: 435 mm 推力/拉力(P=31.5 MPa): 247/126kN 5)、尾梁千斤顶: 2根 缸径/杆径: Φ180/Φ120 mm 行程: 545 mm 推力/拉力: 802 / 445 kN 支撑阻拦:(P=38.7MPa) 985kN 6)、插板千斤顶: 2根 缸径/杆径: Φ80/Φ60mm 行程: 550 mm 推力/拉力(P=31.5 MPa): 158/69kN 7)、侧推千斤顶: 3根 缸径/杆径: Φ80/Φ60 mm 行程: 170 mm 推力/拉力(P=31.5 MPa): 158/69 kN 8)、底调千斤顶: 1根 缸径/杆径: Φ125/Φ85mm 行程: 200 mm 推力(P=31.5 MPa): 387 kN 9)、抬底千斤顶: 1根 缸径/杆径: Φ125/Φ90mm 行程: 250 mm 推力(P=31.5 MPa): 387 kN 10)、拉后溜千斤顶: 1根 缸径/杆径: Φ125/Φ85mm 行程: 700 mm 推力/拉力(P=31.5 MPa): 387/207kN 第四节 工作面过渡液压支架选型 一(工作面过渡液压支架选型 (1)架型及参数的选择 过渡放顶煤支架与一般放顶煤支架不同,设计难度较大,一方面机头机尾设备多,位置高,占据空间大,且要求有放煤功能,另一方面,两机头是工作面与上下顺槽的交叉口,控顶距较大,顶板比较难于管理和维护,因此过渡放顶煤支架选型与设计主要考虑如下因素: , “三机”布置方式,特别是前后部刮板运输机电机的布置方式: , “三机”配套尺寸,决定排头支架的工作阻力和结构高度等; , 有一定的行人空间; , 强度可靠,稳定性好,结构合理; , 功能完备,推拉力大; , 确保两机头支护:顶得住、移得快、放得下,设备维护空间足够 的特点 , 具有可调节控顶距支护的回转前梁机构 , 后部放煤和支护的可调节范围大 (2)、四连杆机构 过渡放顶煤支架,架型选择除按工作面中部放顶煤支架的选型思路外,主要根据前后部刮板运输机电机的布置方式确定架型。过渡放顶煤支架四连杆采用适应“三机”布置方式和“三机”配套尺寸大的成熟可靠、性能完备的正四连杆低位放顶煤过渡支架。 (3)、支架中心距 过渡支架的支架中心距应和工作面支架相同为1.5m。 (4)、放煤机构 采用了后部放煤和支护的可调节高低的大尾梁、小尾梁插板机构,该机构具有适应前、后部运输机机头机尾更换传动装置或维护需要,又具有有效的放煤性能。 (5)、支架支护强度确定 支护强度参考工作面中部支架确定,同时,考虑两机头是工作面与上 下顺槽的交叉口,控顶距较大,顶板比较难于管理和维护,因此,过渡支 架的支护强度取q?1.0MPa。 二 ZFG7600/20/34过渡液压支架技术参数 过渡液压支架主要技术参数 1、支架 四柱支撑掩护式低位放顶煤过渡支架。 型号: ZFG7600/20/34 支撑高度: 2000,3400 mm 支架宽度: 1430,1600 mm 支架中心距: 1500 mm 初撑力: 6184kN(P=31.5MPa) 工作阻力: 7600kN(P=38.2MPa) 支护强度: 1.01~1.07(f=0.2) MPa 底板平均比压: 3.03~3.49(f=0.2) MPa 适应煤层倾角: ?40?(加防倒防滑装置) 泵站压力: 31.5MPa 操纵方式: 本邻架控制 2、立柱、千斤顶的主要技术参数: 1)、立柱: 双伸缩立柱 4根 缸径(大缸/中缸) Φ250/Φ180mm 柱径(中缸/活柱) Φ230/Φ160mm 初撑力(P=31.5MPa) 1546kN 工作阻力(P=38.7MPa) 1900kN 2)、推移千斤顶: 1根 缸径/杆径: Φ160/Φ105 mm 行程: 700 mm 拉架力/推溜力(P=31.5 MPa): 633 / 360 kN 3)、 前梁千斤顶: 2根 缸径/杆径: Φ180/Φ120 mm 行程: 200 mm 推力/拉力: 802 / 445 kN 支撑阻拦:(P=38.7MPa) 985kN 4) 、护帮千斤顶: 2根 缸径/杆径: Φ100/Φ70mm 行程: 435 mm 推力/拉力(P=31.5 MPa): 247/126kN 5)、尾梁千斤顶: 2根 缸径/杆径: Φ180/Φ120 mm 行程: 260 mm 推力/拉力: 802 / 445 kN 支撑阻拦:(P=38.7MPa) 985kN 6)、插板千斤顶: 2根 缸径/杆径: Φ80/Φ60mm 行程: 550 mm 推力/拉力(P=31.5 MPa): 158/69kN 7)、侧推千斤顶: 3根 缸径/杆径: Φ80/Φ60 mm 行程: 170 mm 推力/拉力(P=31.5 MPa): 158/69 kN 8)、摆梁千斤顶: 2根 缸径/杆径: Φ230/Φ180mm 行程: 735 mm 推力(P=31.5 MPa): 1309 kN 工作阻力(P=38.7 MPa): 1608 kN 9)、抬底千斤顶: 1根 缸径/杆径: Φ125/Φ90mm 行程: 250 mm 推力(P=31.5 MPa): 387 kN 10)、拉后溜千斤顶: 1根 缸径/杆径: Φ125/Φ85mm 行程: 700 mm 推力/拉力(P=31.5 MPa): 387 /206kN
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