325溜子道规程最新.docx
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325溜子道规程最新
编号:
JJ-2012-8
山东亨达煤业有限公司
掘进工作面作业规程
工作面名称:
325溜子道
编制人:
区队长:
施工单位:
采煤一区
批准人:
编制日期:
2012年11月23日
执行日期:
2012年11月30日
作业规程复查记录
作业规程名称
325溜子道
施工单位
采一工区
复查时间
参加复查人员签字
一、存在主要问题:
二、处理意见:
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称:
本《作业规程》掘进的巷道为325溜子道。
二、掘进目的及用途:
施工目的是为325工作面回采时形成生产系统,满足325工作面回采时的进风、运输需要。
三、巷道设计长度:
巷道设计长度:
325溜子道总长216m(平距)。
四、预计开竣工时间:
本掘进工作面自2012年12月份上旬开工,
预计2013年1月份中旬竣工。
第二节编写依据
一、地质说明书及批准时间:
地质说明书名称为《325溜子道掘进地质说明书》
批准时间为2012年11月15日
二、矿压观测资料
断层附近围岩应力集中,巷道压力较大。
第二章地面相对位置及地质水文情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
325工作面位于二采区西北部,面积约11800m2,可采储量约7万吨。
325溜子道东北接皮带上山,西南至F13-3断层保护煤柱,全长216m。
该工作面四周及顶部大部为原上分层采空区。
溜子道标高为:
-120~-160m,地面标高+65.35m,地表无任何建筑设施。
地面相对位置及邻近采区开采情况表
水平名称
-100m水平
采区名称
二采区
地面标高
+65.35m
井下标高
-120~-160m
地面相对位置
南距季节性沙河80m,无任何建筑物。
井下位置相邻关系
西南与F13-3断层保护煤柱相邻
巷道名称
325溜子道
走向
NE-SW
长度
216m
第二节煤(岩)层赋存特征
一、煤(岩)层产状、厚度、结构、坚固性系数:
325溜子道掘进层位为3下煤,煤层倾角平均8~15°,f=1.5。
该3下煤为气煤,多为条带状的半亮煤、半暗煤及暗淡煤。
颜色多为黑色及褐黑色,条痕为褐色,光泽暗淡,断口呈贝壳状及不平整状。
条带状及线理状结构,薄层状构造。
煤质坚硬、性脆,节理较发育,裂隙内有次生方解石脉充填。
二、煤层顶底板
(1)3下煤顶板(3上煤底板):
为灰色粘土质粉细砂岩,局部为粉砂岩,泥质、钙质胶结,斜层理发育,相变为粘土岩时厚度变薄,本区一般厚度0.9~2.0m。
由于受上分层两次回采顶板的陷落冲击及支护压力的破坏,致使其完整性遭到破坏,抗压强度大大降低,易冒落破碎。
根据邻近324采掘资料分析,预计本工作面3上、3下之间夹矸厚度在1.0~3.0m之间。
(2)3下煤底板:
一般为粘土质中细粒砂岩,厚度1.18~11.04m,灰~灰白色,粘土质胶结,含植物根部化石。
附:
煤(岩)层综合柱状图(图一)(1:
200)
第三节地质构造
根据相邻工作面实际揭露和原回采资料分析,工作面南部为落差较大的F13-3断层,按照规范要求严禁在断层保护煤柱内掘进。
从上分层回采工作面实际揭露的地质构造分析,预计此工作面地质构造较为简单。
断层情况表
断层名称
走向(°)
倾向(°)
倾角(°)
断层性质
断层落差(m)
对掘进的影响
F13-3
NW
NE
50
正
250
小
第四节水文地质
根据相邻324工作面推采情况实际揭露水文地质条件分析对比,325掘进工作面水文地质条件简单,直接充水水源为顶板砂岩水,据矿井地质报告显示3煤顶底板砂岩裂隙含水层单位涌水量为0.074L/s.m,该含水层的含水性、富水性极不均匀,补给量少,初见水量大,易于疏干,与其它含水层无补给关系。
综合以上情况,预计该掘进工作面正常涌水量为0.2m3/h,最大涌水量为0.5m3/h,掘进中要配备一台(IS80-50-200)型排水泵备用。
老空水情况:
从原上分层该区域采掘资料以及324采掘实际揭露资料,预计该区域不存在老空积水威胁。
为保证施工安全,必须坚持“逢掘必探、不探不掘”的下分层开采防治水原则。
预计底部含水层不会对掘进施工造成安全威胁。
第五节影响掘进的其它地质情况
(1)瓦斯:
该矿历年瓦斯鉴定为低瓦斯矿井,根据山东省煤炭工业局2011年瓦斯等级鉴定结果:
绝对瓦斯涌出量为0.89m3/min,相对瓦斯涌出量为3.06m3/t,矿井绝对二氧化碳涌出量为2.29m3/min,相对二氧化碳涌出量为7.87m3/t。
(2)煤尘:
2012年6月,经煤炭科学研究总院沈阳分院鉴定,矿井现开采的3煤层具有爆炸性,爆炸指数34.42%;自燃倾向等级为二级自燃;最短发火天数为:
102-243天。
(3)井下平均温度19°~22°,属于正常温度,无热害现象。
(4)煤与瓦斯突出:
矿井不存在煤与瓦斯突出现象。
(5)冲击地压:
根据井下采场和巷道实际情况无冲击地压,从煤层顶底板岩性和矿井开采深度分析,不存在冲击地压灾害。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
325溜子道在皮带上山“1”点前37米按239°方位开门,跟3下煤底板掘进,全长216米,与325切眼贯通。
巷道开门前,首先对开门口工字钢棚进行改造,根据生产部提供的中线,把开门口原2.0米工字钢梁更换成2.6、2.6、2.4、2.2米长穿梁,更换穿梁时必须加强支护,执行先支后回的原则,逐架套棚更换,然后在要开帮的钢棚棚梁处端头支设牢固的长2.6米双抬棚,抬棚用U型卡联锁进行加固,保证牢固可靠,开门口的净高不低于1.9米。
尽量不用爆破的方法开帮;如确需爆破,则爆破时必须少装药,以减少对巷道围岩的震动。
开帮部位到达设计要求后,立即把两帮柱窝挖出,栽上棚腿,再抬起棚梁,对接到棚腿上,并用木楔把刚架设的钢棚紧固好;然后撤掉原钢棚棚腿,放到指定地点摆放整齐,并把新架设的钢棚两帮及顶部背牢穿实。
附:
1、掘进工作面布置图1:
500
2、掘进巷道煤(岩)层综合柱状图1:
200
3、掘进巷道预想地质剖面图1:
500
第二节支护设计
一、巷道断面:
工作面为全工字钢棚支护,断面形状为梯形。
上净宽1.7m、下净宽2.4m±5cm、净高1.9m±10cm,S荒=5.7m2,S净=3.895m2。
附:
巷道支护平面图、断面图
二、巷道支护形式
根据我矿同类巷道支护效果,采用矿用11#工字钢棚梯形支护即可满足工程支护要求。
三、支护方式:
(一)临时支护:
采用吊挂超前探梁作为临时支护,前探梁为两根长度4米,规格为:
Φ76×5mm的无缝钢管,间距0.7m至1.2m,前端顶到工作面迎头,每根前探梁用前后两挂链条吊挂在永久支护棚梁上。
探梁前端用板梁接实顶,放炮后待吹散炮烟、洒水降尘、“敲帮问顶”后立即将前探梁前移,在超前探梁的掩护下完成出煤(矸)工作,并及时支设永久支护,架设临时支护期间要有专人观察顶板。
附:
前探梁临时支护平面图、剖面图
(二)永久支护:
1、325溜子道采用11#矿用工字钢棚梯形支护。
支护规格:
上宽1.7m、下宽2.4m±5cm、净高1.9m±10cm、板梁、木楔腰帮背顶,要求顶五帮三,木楔足量,两帮肩窝处使用牢固的撑木。
2、棚距:
开门后巷道前150米范围内棚距0.8m(±10cm),150米以后改变棚距为1.0m±10cm,顶板破碎时适当缩小棚距。
3、铺网:
使用塑料网,规格:
5×1.1m;网扣必须扣扣相连,20公分系一死扣,网铺平拉紧,严禁有网兜出现。
(全岩阶段使用铁丝网)
4、巷道掘进前150m时最大控顶距1.1m,最小控顶距0.3m。
巷道掘进150m后时最大控顶距1.3m,最小控顶距0.3m。
第三节支护工艺
一、支护材料:
1、工字钢:
工字钢采用11#矿用工字钢,棚梁长为2.0m,两端头焊有防滑挡块;棚腿长2.2m;严重锈蚀或变形的工字钢严禁使用。
为满足吊挂隔爆水槽和不影响行人的断面需要,巷道开门后掘进到50米时,改变巷道支护规格,采用长度为2.2m棚梁和2.2m棚腿;共更改25米范围的支护规格,其余均按2.0m棚梁和2.2m棚腿进行支护。
2、板梁:
板梁规格为1.1×0.1×0.05m。
3、木楔:
规格为用0.2×0.1×0.1m的方木锯成一分为二木楔。
4、网规格:
塑料网规格为5×1.1m,
二、梯形棚架设安装工艺
1、首先检查超前探梁临时支护是否牢固,按中线、腰线检查巷道断面规格,不符合作业规程时,必须先进行处理。
2、挖腿窝前要先“敲帮问顶”,仔细检查顶帮围岩情况,找掉活矸、危(煤)岩,确认安全后方可开始工作。
3、挖腿窝先量取棚距,按中线和下宽定腿窝位置,按腰线确定其深度。
挖腿窝时,必须在前探支架的掩护下操作,并由专人观察顶板。
4、立棚腿:
腿窝挖好后,竖上棚腿,调整好扎角,稳固好棚腿。
5、合棚梁:
松动超前探梁临时支护,移动棚梁,先合好一头后,再合另一头。
禁止人员在下方逗留或通过。
6、棚梁合口后,抽出前探临时支架并将支架找正,压肩初步固定。
7、检查支架的架设质量,符合质量标准后,再背顶背帮。
木楔打牢,并按设计位置使用好撑木。
三、支护质量
1、梁和柱腿接口严密吻合,支架不得歪扭、迈步、前倾、后仰,须垂直顶底板2-3度迎山角。
2、背帮背顶要牢固,板梁位置合理,不得松动或空帮空顶。
3、临时支护必须安装牢固。
必须使用拉杆或撑木,工作面距迎头10米内两帮必须采用连锁棚进行加固,连锁棚距棚梁不大于0.5米,若掘进过程中遇老巷或采空区,支架棚腿底部必须穿木鞋,棚腿及棚梁用道轨和U型卡作为顶帮联锁加固支架,帮连锁距底部不大于0.5米,顶连锁距棚腿肩窝不大于0.4米。
四、支护材料每米用量:
工字钢棚支护,矿用工字钢3根,板梁11块,木楔22块,塑料网1片。
施工中备用材料不少于2天的用量,并在专用料场挂牌管理,码放整齐。
具体备用量:
工字钢不少于36根,木楔不少于264块,板梁不少于132块,塑料网不少于12片。
架棚巷道工程质量检验评定表
基
本
项
目
检验项目
设计要求
标准规定
检验
部位
类别
合格
优良
1.巷道净宽
主要(中线至任一帮)
0~+50
0~+30
顶梁
一般(中线至任一帮)
-30~+50
0~+50
轨面
无中线(中心线至任一帮)
-30~+50
0~+50
2.巷道净高
主要(腰线至顶底板)
-30~+50
0~+50
腰线上
一般(腰线至顶底板)
-30~+50
0~+50
无腰线(测全高)
-30~+50
0~+50
腰线下
3.水平巷道前倾后仰
合格:
偏差±1°(1m垂线不大于17mm)优良:
偏差±0.5°(1m垂线不大于9mm)
4.支架迎山角
合格:
偏差+1°,不得退山优良:
偏差+0.5°,不得退山
5.撑拉杆.垫板位置、数量
合格:
不符合设计设定的不超过2处
优良:
均符合设计规定
6.背板安设位置数量
合格:
基本符合设计要求,合格率80%以上
优良:
符合设计规定
7.柱窝深度
在实底上,其深度符合设计要求。
遇软底或煤层时应垫底梁
允许偏差项目
1.棚梁水平
主要巷道
≤40mm
合格:
70%及以上实测值在允许偏差范围内,其余不影响安全使用。
优良:
90%及以上实测值在允许偏差范围内,其余不影响安全使用。
注:
1.沿煤层掘进的顺槽,可以采用不规则的梯形棚支护,但棚梁的水平倾角最大不得超过10度。
2.毛水沟以水流畅通为原则。
一般巷道
≤50mm
2.棚梁扭距
主要巷道
≤80mm
一般巷道
≤100mm
3.支架间距
主要巷道
±50mm
一般巷道
±100mm
棚梁
离合
主要巷道
<5mm
错位
一般巷道
<10mm
水沟
位置
位置
-50~50mm
宽度
宽度
-30~50mm
深度
深度
-50~50mm
质
量
资
料
检验项目
质量情况
支护材料出厂合格证或试验报告
检验结果
基本项目
检查项,其中优良项,优良率%
允许偏
差项目
实测点,合格点,合格率%,优良点,优良率%
质量保
证项目
检查项,其中项合格项优良
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、开门口的施工方法:
施工前先把开门口附近10米范围内的物料,杂物清理干净;电缆、水管下放到底板上并用铁板护好,防止爆破时被崩坏或被煤矸砸坏。
在要开帮的钢棚棚梁处两端支设牢固的抬棚,开门口的净高不低于1.9米。
尽量不用爆破的方法开帮;如确需爆破,则爆破时必须少装药,以减少对巷道围岩的震动。
开帮部位到达设计要求后,立即把两帮柱窝挖出,栽上棚腿,再抬起棚梁,对接到棚腿上,并用木楔把刚架设的钢棚紧固好;然后撤掉原钢棚棚腿,放到指定地点摆放整齐,并把新架设的钢棚两帮及顶部背牢穿实。
二、正常掘进时的施工方法:
施工前,首先按由外向里的顺序,对靠近掘进工作面10m范围内的支护进行检查,如发现支架变形、背帮穿顶不牢、工作面有悬矸危岩、不符合质量标准化等要求时,必须先进行修复,确认安全后,方可打眼装药爆破。
爆破后,在班组长的带领下对工作面的安全情况进行全面检查,经“敲帮问顶”确认安全后及时支设临时支护。
在临时支护的掩护下人工装煤,扒够一个棚距后及时支设永久支护。
第二节工艺流程
一、施工方法
钻眼爆破的方法破岩,一次成巷的方式进行掘进。
二、工艺流程
交接班→检查、加固支护→打眼→短壁注水→装药→放炮→敲帮问顶→洒水降尘→临时支护→出渣→永久支护→挺溜子
第三节凿岩方式
本规程所施工的巷道均采用打眼放炮的方法破煤、岩。
一、打眼机具:
掘进煤巷时采用ZQS-30/2.5型风煤钻,动力来源地面空气压风机。
钻头型号为Φ42mm,药卷型号为32×25mm煤矿许用二级乳化炸药。
掘进岩巷时采用YT-24型风钻打眼,风源来自地面空气压风机。
钻头型号为Φ38mm,药卷型号为27×25mm煤矿许用二级乳化炸药。
二、降尘方法:
采用湿式打眼、水炮泥定炮、打眼短壁注水、爆破喷雾、爆破前后冲刷巷帮、装煤(岩)洒水、转载点喷雾和净化风流等综合防尘措施。
水源来自地面静压水池。
第四节爆破作业
掏槽方式为楔式掏槽法。
一、炸药、雷管:
使用煤矿许用二级乳化炸药,毫秒延期电雷管。
二、装药结构:
正向装药结构。
三、起爆方式:
起爆采用型号为FD-100D型矿用防爆型电容式发爆器。
联线方式为串联,掏槽方式为斜眼楔形掏槽。
采用全断面一次起爆,严格执行“一炮三检”、“三人联锁”及放炮“三保险”制度。
加强通风管理,确保工作面迎头有足够的风量。
附:
炮眼布置图装药结构示意图
第五节、装、运煤(岩)方式
一、装煤(岩)方式:
巷道掘进过程中,装煤方式采用人工装煤的方式,装载工将煤矸攉到刮板输送机上,通过刮板输送机转运到二采区皮带上山溜子,再由第一、二部皮带运至-100漏斗。
二、运输方式
采用SGW-30B型刮板输送机与皮带结合的方式运输。
溜子跟迎头掘进,装载工在前探支护的掩护下将煤矸攉到刮板输送机上,通过刮板输送机转运到二采区皮带上山溜子,再由第一、二部皮带运至-100漏斗。
第六节、管线敷设
掘进施工中所敷设的电缆、水管、风筒等均应按断面图中规定的位置要求吊挂牢固、整齐,电缆每隔2m固定吊挂好,电缆垂度不超过50mm;水管要接口严密,每50m留三通闸阀,不得出现漏水现象,水管距迎头20m范围内使用高压胶管,20m外使用Φ50*4mm钢管,Φ50*4mm钢管要随工作面前进及时延长,以备迎头正常用水;风筒接头严密(手距接头0.1m处感到不漏风)、无挤压、无破口(末端20m除外)、无反接头,吊挂平直、逢环必挂、编号管理。
巷道拐弯处采用负压风筒,不准拐死弯。
煤巷、半煤岩巷炮掘工作面迎头20m范围内风筒必须使用防炮崩风筒,风筒口距迎头不大于5m。
第七节、设备及工具配备
设备及工具配备表
序号
设备、工具名称
型号规格
功率
单位
数量
备注
1
局部通风机
FBD-№5
2×5.5kw
台
2
备用1台
2
风煤钻
ZQS-30/2.5
2.5kw
部
2
备用一部
3
风钻
YT-24
台
2
备用一台
4
信号综保
DZZ-4-Ⅱ
台
1
5
排水泵
(IS80-50-200)
15kw
台
1
备用一台
6
控制开关
QBZ-80/660
台
5
7
刮板输送机
SGW-30B型
2×15KW
台
5
8
馈电开关
KBZ2-400
台
1
9
调度绞车
JD-11.4
11.4KW
台
1
第五章劳动组织与主要技术经济指标
第一节劳动组织
巷道掘进采用“三八”制,(一天三班每班八小时)组织生产,掘进煤巷、半煤岩巷时每班两个循环,掘进全岩巷时每班一个循环。
掘进循环进尺为0.8m,围岩破碎时及时缩小循环进尺。
劳动组织配备表
工种
出勤人数
备注
早班
中班
夜班
打眼、爆破工
2
2
2
支护工、运料工
2
2
2
输送机司机
3
3
3
电工
1
1
1
安全员
1
1
1
班长
1
1
1
合计
10
10
10
备注
第二节循环作业
为保证正规循环作业的完成,工作面施工必须根据劳动组织的人员配备,合理安排工序,工序和工序之间尽量做到交叉进行,平行作业,以充分利用工作时间,提高工时利用率。
附:
正规循环作业图表
第三节主要技术经济指标
技术经济指标图表(煤巷段)
序号
项目
单位
指标
备注
1
每循环在册人数
人
12
2
每循环出勤人数
人
10
3
出勤率
%
83
4
循环进尺
m
0.8
5
效率
m/工
0.16
6
月循环次数
个
168
按28天/月计算
7
月进尺
m
134.4
8
循环率
%
93
9
炸药消耗
公斤/m
4.65
10
雷管消耗
发/m
16
12
塑料网消耗
m2/m
5.5
技术经济指标图表(岩巷段)
序号
项目
单位
指标
备注
1
每循环在册人数
人
12
2
每循环出勤人数
人
10
3
出勤率
%
83
4
循环进尺
m
0.8
5
效率
m/工
0.08
6
月循环次数
个
84
按28天/月计算
7
月进尺
m
67.2
8
循环率
%
93
9
炸药消耗
公斤/m
5.55
10
雷管消耗
发/m
22
12
铁丝网消耗
m2/m
2.75
帮顶破碎时铁丝网全铺为:
5.5
第六章生产系统
第一节通风系统
掘进过程中,压入式局部通风机安设在二采区皮带上山内新鲜风流中,距巷道开门口15m处,局部通风机采用双风机、双电源,自动切换、自动分风。
一、掘进工作面风量计算
每个掘进工作面的实际需要风量,应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员、爆破后的有害气体产生量以及局部通风机实际吸入风量等规定分别进行计算,然后取其中最大值作为掘进工作面的需要风量。
⑴325溜子道掘进工作面需要风量计算:
325溜子道掘进工作面巷道有效通风断面(净断面)为3.90m2;工作面同时工作的最多人数为10人;一次爆破最大炸药用量为5.55kg;瓦斯浓度为0.02%,二氧化碳浓度为0.04%。
①按掘进工作面瓦斯涌出量计算:
Qhf≥100×qhg×khg=100×0.02%×170×1.3=4.39m3/min。
式中:
Qhf—325溜子道掘进工作面需要风量,m3/min;
qhg—325溜子道掘进工作面回风流中瓦斯浓度,0.02%;
170—掘进工作面回风流风量,m3/min;
Khg—掘进工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数,正常生产条件下,连续观测一个月,日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日绝对瓦斯涌出量的比值(该值根据矿井掘进工作面的瓦斯涌出一般规律经计算取1.3);
100—按工作面回风流中瓦斯浓度不应超过1%的换算系数。
②按掘进工作面二氧化碳涌出量计算:
Qhf≥67×qhg×khg=67×0.04%×170×1.3=5.89m3/min
式中:
Qhf—325溜子道掘进工作面需要风量,m3/min;
qhc—掘进工作面回风流中绝对二氧化碳浓度,0.04%;
170—掘进工作面回风流风量,m3/min;
Khc—掘进工作面二氧化碳涌出不均匀备用风量系数,正常生产条件下,连续观测一个月,日最大绝对二氧化碳涌出量与月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值(该值根据矿井掘进工作面的瓦斯涌出一般规律经计算取1.3);
67—按工作面回风流中二氧化碳浓度不应超过1.5%的换算系数。
③按掘进工作面一次爆破的最多炸药用量计算:
Qhf≥10Ahf=10×5.55=55.5m3/min
式中:
Qhf——325溜子道掘进工作面需要风量,m3/min;
Ahf—掘进工作面一次爆破的最多炸药用量,5.55kg;
10—每千克煤矿许用二、三级炸药需要配风量,m3/min。
(我公司井下爆破使用的炸药为煤矿许用二级乳化炸药);
按局部通风机实际吸入风量计算
a)无瓦斯涌出的岩巷
Qhf≥Qaf×I+60×0.15Shd=170+60×0.15×3.9≈205m3/min
b)有瓦斯涌出的岩巷,半煤岩巷和岩巷
Qhf≥Qaf×I+60×0.25Shd=170+60×0.25×3.9≈229m3/min
式中:
Qhf—325溜子道掘进工作面需要风量,m3/min;
Qaf—局部通风机实际吸入风量,m3/min;
I—325溜子道掘进工作面同时通风的局部通风机台数,台;
0.15—无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速m/s;
0.25—有瓦斯涌出岩巷的允许最低风速m/s;
Shd—325溜子道掘进工作面局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积,3.90m2。
325溜子道掘进工作面局部通风机安装位置在二采区皮带上山进风巷内,所以无需为风机单独配风;325溜子道掘进工作面采用FBDNO5型局部通风机和Φ500mm的风筒做为掘进工作面的供风设备,经实测局部通风机的实际吸入风量为170m3/min。
按掘进工作面同时工作的最多人数计算:
Qhf≥4×Nhf=4×10=40m3/min
式中:
Qhf——325溜子道掘进工作面需要风量,m3/min
Nhf—掘进工作面同时工作的最多人数,10人。
按风速进行验算:
a)验算最小风量
--有瓦斯涌出的煤巷:
Qhf=170≥60×0.25Shd=60×0.25×3.9=58.5m3/min
b)验算最大风量
Qhf=170≤60×4.0Shd=60×4.0×3.9=936m3/min
式中:
Sh
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