2101巷规程.docx
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2101巷规程.docx
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2101巷规程
第一章 概 况
第一节 概 述
一、巷道名称
14#层404盘区2413巷、5413巷及8101切巷。
二、巷道用途
14#层404盘区2413巷用于8413工作面回采时皮带运输、进风;5413巷用于8110工作面回采时进料,回风。
三、巷道设计长度、坡度及服务年限
2101巷设计长度为675m,8101切巷为150m,煤层倾角1-10度,服务年限6个月。
四、预计开(竣)工时间
本掘进工作面自2009年9月开工,预计2010年2月竣工.。
第二节 依 据
一、该巷道断面变更依据矿生产技术科2009年7月27日审批的《14#层404盘区8413工作面准备工程修改设计》为准。
二、巷道所在区域的地质资料依据矿地质科2008年10月27日审批提供的《同煤集团四老沟矿14#层404盘区8101、8103工作面掘进地质说明书为准》。
三、供电依据矿电讯科提供局部供电设计为准。
四、通风以矿通风区提供局部通风设计为准。
第二章地面位置及水文地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
一、地面位置:
地面位于辛庄回风斜井井口以东约1000米处。
二、标高:
地面标高1363~1442米,工作面标高1070~1084米。
三、井下位置:
井下工作面南部为404盘区巷,东部为已采的8409工作面,西部为已采的8411工作面,北部为未采区。
井上下对照关系情况表
水平名称
1070水平
盘区名称
14#层404盘区
地面标高(m)
1363~1442米
井下标高(m)
1070~1084米
地面的相对位置建
筑物及其他
地面位于辛庄回风斜井井口以东约1000米处。
0
井下相对位置对掘
进巷道的影响
井下工作面南部为404盘区巷,东部为已采的8409工作面,西部为已采的8411工作面,北部为未采区。
邻近采掘情况对掘进
巷道的影响
本工作面上覆为11#层,与本层层间距为37.2m,本工作面工作面有8101、8103两个采空区,其低洼处预计存有少部分积水,对掘进巷道有影响。
第二节 煤(岩)层赋存特征
一、煤层情况
本工作面煤层为14#层,在巷掘进过程中,普遍含有一层夹石,其中上分层煤厚1.7米,夹石厚度为0.2米,下分层煤厚2.47米。
二、煤层顶、底板情况
老顶:
灰白色中砂岩及细砂岩,厚度13.08米,成份以石英、长石为主,含暗色矿物,中砂岩具微波状层理。
直接顶:
灰黑色炭泥岩,厚度1.80米,贝壳状断口。
伪顶:
灰白色中砂岩,厚度0.30米,成份以石英为主,含暗色矿物煤条,煤块。
直接底:
灰黑色炭泥岩,厚度1.00米,贝壳状断口。
三、瓦斯、煤层及其他地质情况
瓦斯:
低沼气煤层
煤尘:
煤尘具有爆炸性。
煤的自燃:
容易自燃。
煤层特征情况表
项目
单位
指标
煤层厚度(最小~最大/平均)
m
4.10—5.00
4.37
煤层倾角(最小~最大/平均)
。
1—6°
3°
煤层硬度
f
1.5-3
煤层层理
发育程度
较发育
煤层节理
发育程度
较发育
自燃发火期
d
容易自燃
绝对瓦斯涌出量
m3/min
低沼气煤层
煤尘爆炸指数
%
具有爆炸性
第三节 地质构造
﹙1﹚本工作面地质构造较简单,以单斜构造为主。
﹙2﹚如在掘进过程中,遇到大型地质构造须经地质科现场鉴定后,另行制定专项掘进措施。
第四节水文地质
(1)本工作面上覆为11#层,与本层间距平均37.2米。
(2)上覆11#层已采的工作面有8409、8411两个采空区,其低洼处预计存有少部分积水,所以掘进至采空低洼处应按设计施工10个探放水孔,供探明并排放上覆积水。
(3)最大涌水量:
0.05m³∕min正常涌水量:
0.0035m³∕min
(4)切巷掘至探放水钻孔施工位置时,必须按设计位置和方位进行探放水工作。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
一、巷道布置:
依据四老沟矿生产技术科审批提供的《14#层404盘区8413工作面准备工程修改设计》为准。
二、巷道断面规格及要求:
2413巷以毛宽4.2米,毛高为2.55米,净高为2.4米的矩形断面进行掘进,当煤层厚度高于2.55米时见顶见底掘进,当煤层厚度低于2.55米时,沿顶起底掘进,毛断面积:
4.2×2.55=10.71m2,净断面积:
4.2×2.4=10.08m2。
5413巷以毛宽3.2米,毛高为2.65米,净高为2.5米的矩形断面进行掘进,当煤层厚度高于2.65米时见顶见底掘进,当煤层厚度低于2.65米时,沿顶起底掘进,毛断面积:
3.2×2.65=8.48m2,净断面积:
3.2×2.5=8m2。
8413工作面切巷以毛宽5.2米,毛高1.5米掘进,当煤层厚度高于1.5米时见顶见底掘进,当煤层厚度低于1.5米时,沿顶起底掘进,毛断面积:
5.2×1.5=7.8m2,净断面积:
5.2×1.4=7.28m2。
第二节 矿压观测
一、巷道每掘100米在行人帮,距帮1米的顶板上用锚索钻打一孔深为8米的垂直顶眼安装顶板离层指示仪,对顶板离层量进行监测,并按规定要求观测次数进行观测,挂牌管理并留有记录。
二、顶板离层仪的数据和原始数据要经常观察进行核对,如有变化要及时向地质、技术部门和有关领导汇报,确定顶板压力变化情况并及时制定相应的安全措施。
三、各班要严密观察顶板变化情况,如出现裂缝,顶板破碎,压力增大等现象及时停止工作,撤出所有人员到顶板完整,无明显压力,支架齐全的安全处,并向队、矿值班人员汇报,另行制定加强支护措施,从而做好对顶板的监控和安全管理。
第三节 支护设计
一、锚栓支护设计
1、锚栓参数选择
锚杆长度:
L=N(1.1+W/10)
W-巷跨度;2413巷取4.2m,5413巷取3.2m,8101切巷取5.2m
N—围岩稳定系数取1.1代入公式:
2413巷:
L=1.1(1.1+4.2/10)=1.672
5413巷:
L=1.1(1.1+3.2/10)=1.562
8101切巷:
L=1.1(1.1+5.2/10)=1.782
故选取2m长锚杆维护顶板可靠合理。
2、锚杆排间距:
锚杆施加预应力后,在岩层中以45°角形成压应力区,因此锚杆的最大排间距为:
Lj=2×1/2(L-Lˊ)tan45°
L:
锚杆长度取2m
Lˊ:
锚杆外露长度取0.08m
计算得:
Lj=1.92m
综合所述根据以上计算:
2413巷采用四排φ20×2000mm金属螺纹钢锚杆,φ23×600mm快、中速凝固树脂锚固剂各一根,及3.5米长W形四眼钢带,钢带眼距为1米,按间距×排距=1.0m×1.0m,距帮.0.4m,布置维护顶板。
5413巷采用三排φ20×2000mm金属螺纹钢锚杆,φ23×600mm快、中速凝固树脂锚固剂各一根,及2.8米长W形三眼钢带,钢带眼距为1.2米,按间距×排距=1.0m×1.2m,距帮.0.2m,布置维护顶板。
8101切巷采用五排φ20×2000mm金属螺纹钢锚杆,φ23×600mm快、中速凝固树脂锚固剂各一根,及2.8米,1.7长W形三眼钢带联合支护,钢带眼距为1.2米,按间距×排距=1.0m×1.2m,两根钢带边距0.3米,钢带边距帮0.2米,布置维护顶板。
放炮前最大控顶距不超1.0米,放炮后最大控顶距不超2.7米。
二、锚索支护:
锚索采用φ15.24×6300mm高强度低松弛钢绞线,托板为250×250×10mm的铁托板及KM—15型锚具。
φ23×600mm锚索专用树脂,每根锚索用快、中速凝固树脂各一根锚固,快速在上,中速在下,树脂搅拌时间为30秒±5秒,待到15分钟树脂全部凝固后,方可上铁托板打压,必须保证每套锚索预应力不小于7吨(即23MPa),锚固力不低于20吨,锚索绳外露长度在150~300mm之间。
5413巷:
锚索按两米三花布置,排距1.2米,间距1.0米,距帮1米。
8101切巷:
锚索按三排五花布置,第一列排距1.5米,第二列排距2.0米,间距1.0米。
锚索支护控顶距:
放炮前最大控顶距不超2.0米,放炮后最大控顶距不超3.7米。
三、前探梁支护:
巷道在掘进过程中,必须使用金属前探梁做超前支护,严禁空顶及超控顶作业。
前探梁使用要求如下:
前探支护是由移动圈,穿梁和刹顶木组成。
其中移动圈由φ20mm圆钢和φ20mm螺母对接成矩形状。
穿梁使用4.0米长10#槽钢。
安装时,先将移动圈固定在工作面迎头往后,两排锚栓外露螺栓上,每根前探梁使用两个移动圈,然后将穿梁插入移动圈内,放炮前呈后悬臂式,放炮后,将穿梁向前推移呈前悬臂式,然后用刹顶木将悬梁与顶板刹紧背牢。
前探梁根数必须与锚栓排数相同,刹顶木不少于2根。
为了不使前探梁妨碍前一排锚栓打眼和挂钢带,打锚杆眼时将对应锚栓的前探梁移后,打好后再重新前移,上好钢带后,再将移动圈拧在新打的锚栓下端,将前探梁穿入新挂的移动圈内,背紧刹顶木,以此类推将锚杆支护跟至工作面规定的控顶距内。
超前支护控顶距:
零。
刹顶木规格:
长×宽×厚=3.0×0.2×0.15m。
前探梁支护图:
附后。
四、护帮支护:
2101巷在掘进过程中如煤层厚度超过1.5米,需打设护帮锚栓并吊挂塑料编织网。
锚杆采用φ18×1500mm金属螺纹锚杆,护帮网采用1.5×10米塑钢网。
护帮锚栓按排间距0.7×1.5米布置,锚栓水泥托板与塑料编织网上下边平齐。
护帮锚栓必须保证横竖成行,锚杆必须垂直煤壁,严禁斜打眼。
护帮网必须保证平、直,紧贴煤壁,两张护帮网连接处相互压边10cm,压边处每隔20cm用14#铅丝扭紧。
五、锚杆支护操作:
打锚杆眼前,首先要认真的敲帮问顶,及时地用长柄工具挑掉危岩,打眼必须垂直顶板或与顶板夹角不低于75度,严禁斜打眼,打眼深度不超1.95米,树脂药卷用锚杆顶入眼底,用锚索钻旋转搅拌30秒±5秒钟后,待到15分钟树脂全部凝固后,方可上W钢带,螺母使用加强螺母,必须用力矩扳手紧固,预紧力不小于140N.m,必须保证锚杆的锚固力不低于5吨﹙即17MPa﹚,锚杆的外露长度为10~30mm,锚栓排列必须横竖成行,钢带接顶严密,未接顶处必须用铸铁托板背紧背牢,严禁出现接顶不严现象。
六、特殊巷段支护:
1.巷道开口时提前在开口处打设锚索吊工字钢梁,并加固开口左右5m范围内的支护,使之紧固有效,同时开口5m巷道岔口,巷帮打锚栓,金属网护帮。
2.掘进巷道局部顶板有淋水处,打锚栓上钢带前必须全顶板铺设双层金属网,金属网规格:
长3.8m,宽1.2m,网与网搭接长度0.2m,间隔0.3m用14#钎丝双股拧紧,然后再上钢带紧固维护顶板,保证顶板的完整和稳定性。
3.巷道遇断层、破碎带、应力区或地质构造等地段,应根据现场实际情况采取经所有部门会审的专项措施加强支护。
七、支护材料编码管理:
2413巷、5413巷支护材料的编码管理严格按四老沟矿《编码管理实施办法》规定执行。
第四节支护工艺
巷道名称
巷 道
规 格
项 目
质 量 标 准
部 位
备 注
2413
宽4.2m
巷
道
净
宽
左帮
主要巷道:
优良0~+100
合格0~+150
中线
至帮
一般巷道:
优良0~+150
合格-50~+150
5413
宽3.2m
8101切巷
宽5.2米
右帮
无中线巷道:
优良0~+200
合格:
-50~+200
两帮
之间
2413
毛高4.2m
净高2.1m
巷
道
净
高
主要巷道:
优良0~+100
合格:
0~+150
顶
底
之
间
5413
毛高2.2m
净高2.1m
一般巷道:
优良0~+150
合格-30~+150
8101切巷
毛高1.5m
净高1.4m
无腰线巷道:
优良0~+150
合格:
-30~+150
锚固力
≮5t
锚杆布置
±100mm
锚杆规格
ф20mm,长2.0米
锚杆安装
力距扳手,紧固
140N·m
锚杆距迎头
放炮前≤1.0米
放炮后≤2.7米
锚索布置
±150mm
锚索规格
ф15.24mm,长6.3米
锚索距迎头
放炮前1.0米,放炮后2.7米
第四章 施工工艺
第一节 施工方法
巷道施工方法:
1、掘进采用钻眼爆破,全断面一次起爆,一次成巷,掘进与支护顺序作业。
2、爆破下的煤矸,用自制的p-60B型革新煤耙车扒运煤矸上皮带运输。
3、巷道开口按地质科给定中线沿14#层顶板掘进,未稳煤耙车段,必须浅眼掘进,工作面爆破下的煤矸,由人工用锹铲上皮带运出。
4、煤耙车的固定,必须用两锚两戗,即用两根地锚,两根戗柱,锚紧戗牢。
5、交接班后,必须进行“四位一体”的安全检查,发现隐患必须立即处理,确认安全后方可作业。
按顺序先进行打眼、装药、爆破,等20分钟工作面炮烟吹散后,由瓦检员和放炮员进入工作面,由外向里依次检查瓦斯、顶板、片帮、风筒、瞎炮等情况,确认安全后,移前探梁用刹顶木将悬梁与顶板刹紧背牢,然后进行腾根、打锚栓、出煤,以此为一个循环。
第二节 凿岩方式
一、打眼爆破
打眼使用Mz–1.2KW手持式注水煤电钻,2米长的煤钻杆,煤钻头打煤眼,岩石打眼使用7655型气腿凿岩机,2米长的岩石钻杆,风钻头打岩石眼,打眼前,首先照好中线或用激光指向仪,确定好巷道的掘进方位。
然后根据爆破图表要求,在工作面画出各类炮眼的轮廓线,并在相应的轮廓线上标出各类炮眼的眼位,然后根据爆破说明书所要求的各类炮眼的方向和深度进行钻眼爆破。
二、支护打眼
打锚栓眼使用MQT系列型锚索钻机,使用0.6m、1.2m、1.5m、2.0m长四节钻杆和锚索钻头交替打眼,以保证锚栓眼角度不低于75度。
打锚索眼使用MQT系列型锚索钻机,一根0.6m长,四根1.5m长的钻杆交替打眼,锚索眼角度必须达到90°±1°之间。
三、扒装、运输:
工作面爆破下的煤矸,用自制的P-60B型革新煤耙车,扒至本巷的SPJ-800型皮带,经辅301盘区皮带,运至漏煤眼,经1070水平皮带运输大巷,运至地面。
施工设备与供电情况表
序号
机械钻具名称
型号
数量
动力
配套方式
1
煤电钻
1.2KW
2
127伏电
2
风钻
7655
2
8kg风压
静压水
3
锚索钻具
MQT-85
1
8kg风压
静压水
4
锚索打压千斤
SL-30
1
5
煤钻杆、风钻杆
麻花、六角中空
各4根
钻头
6
放炮器
MFB-100
4个
优质干电池
第三节 爆破作业
一、爆破要求
使用煤矿许用乳化炸药,药卷规格为φ32mm×200mm重200g,1—5段毫秒延期电雷管引爆,最后一段延期时间不超过130ms,MFB-100型防爆式放炮器引爆。
二、装药结构
全部炮眼统一采用正向连续柱状装药,掏槽眼深度2m,其它眼深度1.8m,装药时要小心将药卷用炮棍送到眼底,不得装错雷管段号,不得弄断雷管脚线,有水时要使用防水套,以免受潮拒爆。
三、爆破方式
采用串联全断面一次起爆,需分次爆破制定专项措施。
四、爆破后吹散炮烟时间计算
1:
按最低风速炮烟吹出速度算:
V烟=V巷=60×0.25=15m/分
2:
按人员在放炮躲避峒的距离吹过炮烟时间计算:
T=L硐÷V烟=120÷15=8分钟
3:
放炮后毫秒延期管安全等待时间为15分钟
4:
考虑安全爆破及炮烟运动速度不稳定性,增加5分钟的等待时间,所以爆破20分钟后,炮烟完全吹散,人员方可安全进入工作面。
五、炮眼布置图及爆破说明书,炮眼充填,装药结构示意图(附后)
六、躲避峒
巷道施工过程中,每隔40m在巷左帮掘一个放炮躲避硐,规格:
高2m,宽2m,深2m,采用二排4套锚栓维护顶板,排距0.67m,间距1m,躲避硐内的浮煤必须清理干净,不得在其中堆放杂物。
七、火工品消耗
每循环进度按1.7m计算,考虑到掘进放炮躲避等,火工品消耗取1.1调整系数,则每m火工品消耗为:
2101巷:
炸药:
18×1.1÷1.7=11.647kg/m
雷管:
28×1.1÷1.7=18.12发/m
2101巷:
炸药:
18×1.1÷1.7=11.647kg/m
雷管:
28×1.1÷1.7=18.12发/m
8101切巷:
炸药:
16×1.1÷1.7=10.35kg/m
雷管:
26×1.1÷1.7=16.82发/m
第四节装载与运输
一、装载运输机具
P-60B型革新煤耙车一部。
SPJ-800型皮带二部,铺设总长度675m。
二、装运要求
1、工作面尾绳轮的固定楔,楔眼应高于煤堆800-1000mm并略向下倾斜3-10度,眼孔深度400-500mm,固定楔长500-600mm,打完楔眼后,先将绳套插入孔内,再用大锤将铁楔打紧打牢。
2、巷道每掘30m移一次煤耙车,延一次带式输送机,移车后,煤耙车距工作面距离3—5m,移耙后原有的地锚外露部分必须锯掉。
3、煤耙车用2根地锚2根戗柱固定,戗柱打紧背牢。
4、带式输送机头、尾和煤耙车两侧及巷道两帮浮煤,每班要及时清理干净。
5、每次移耙前,移耙巷段浮煤,必须清出,支护规格必须符合规定。
第五节 管线铺设
1、监控线、信号线、电话线吊挂在进巷方向左手第一排描栓上,互相间隔的距离不小于0.2m,距底板不小于1.8m,严禁互相盘弯打纽。
2、风管、水管:
风管与水管从14-2层辅301盘区皮带巷,出接头连接到工作巷内,用8#钎丝双股吊挂在专门打设的吊挂风水管路锚栓下,上面风管下面水管,风水管间距0.2m,风管距顶板0.3m,每相邻吊挂点的距离不超3m,做到接头严紧,无跑,冒,漏,平直随巷道掘进而前移,距工作面最大不超30米。
3、缆线:
信号线、监控线,电话线均按间距20cm的距离,垫皮胶垫,整齐地吊挂在巷内锚栓下,电缆吊挂在最下方并和上方缆线间隔0.1m的距离,每个吊挂点间距不超3m,随巷道前掘按规定进行吊挂,不得在地上乱扔、乱放,各种缆线按监控线,信号线,电话线,电缆由上到下顺序吊挂。
4、防尘洒水管路不得兼做排水、压风管路。
5、防尘洒水管路应安装在巷道未铺设电缆的一侧,如果和电缆在同一侧吊挂,洒水管路必须吊挂在电缆下方,间距不得低于0.3m。
管路吊挂表
序号
名称
规格型号
单位
数量
吊挂方式
与工作面距离
1
风筒
φ=600
根
68
逢环必挂
小于10m
2
电缆
U-13×50mm2
m
680
距其他线0.3m下
10m
3
风水管
2寸钢管
m
680
进巷方向右手帮
30m
4
监控线
m
680
进巷方向左手第一排描栓上
小于5m
5
信号线
m
680
监控线下方0.2m处
30m
第六节掘进机械及工具配备表
机械名称
型号
功率
数量
工具名称
数量
煤耙车
p-60B
30KW
1台
铁锹
5把
带式输送机
SPJ-800
40KW
2部
大锤
2把
局扇
FBDNO5.6
2×11KW
2台
镐头
2把
水泵
BDA--8×9
11KW
3台
吊链
2个
开关
BQD—80
80
5台
撬棍
2个
BQD—120
120
4台
KBZ--400
400
2台
综保
ZXZB--4
4KVA
2台
尾绳轮
2个
闭锁开关
QJZ—300/660
1台
风镐
2台
风机开关
QBZ—2*80SF
1台
2m以上长柄工具
2个
第五章生产系统
第一节通风
掘进工作面风量计算,风机选型,通风要求执行四老沟矿通风区提供的《14-2#层辅301盘区2101巷掘进施工期间局部通风设计》有关内容规定。
一、巷道所需风量计算及局扇选型
根据《大同煤矿集团“一通三防”管理规定》掘进工作面配风标准。
(1)按照瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算:
Q掘=100q掘xK掘通
100x0.54x2.5=135m³/min
式中:
Q掘----单个掘进工作面需要风量,m³/min
q掘----掘进工作面回风流中瓦斯(或二氧化碳)的绝对涌出量
K掘通----瓦斯涌出不均衡通风系数m³/min
因矿井属低瓦斯矿井,故本式取二氧化碳的最大绝对涌出量,依据相邻工作面的绝对涌出量计算。
(2)按工作面同时工作最多人数和炸药量计算需要风量:
每人供风不小于4m³/min;
Q掘>4xN
N取25人
Q掘>4xN>4x25=100m³/min
注:
我矿现使用的炸药全部为乳化炸药,因此一次爆破炸药量最大用量不作为配风标准。
根据以上风量计算,取其最大值为135m³/min,故掘进2101巷选用FBDNO5.6型2x11KW轴流式对旋局部通风机实行压入式通风,可满足要求,2x11KW轴流式对旋局部通风机的额定风量为240~~360m³/min,所以最终确定2101巷的实际配风为240m³/min
(3)按局部通风机实际吸风量计算需要风量:
Q掘=Q扇xI+60x0.25Sm³/min
Q掘(2101巷)=240x1+60x0.25x9.24=378.6m³/min
式中:
Q掘----单个掘进工作面所需风量,m³/min
Q扇----局部通风机实际吸风量,m³/min
I------掘进工作面同时通风的局部通风机台数
0.25------所掘巷道巷口至回风绕道的风速,m/s;煤巷(半煤岩巷)取0.25
(4)按风速进行验算:
煤巷(半煤岩巷)掘进最低风量
60*0.25S掘 138.6m3/min<240<2217.6m³/min V(2101巷)=Q/S=240/(9.24*60)=0.4329(m/s) 符合《煤矿安全规程》要求。 二、局扇安装位置 (1)局扇和启动装置安装位置必须选在新鲜风流巷道,且巷道顶帮良好处,距回风口大于10m处,距底板不低于0.3m,并防止位置不当造成局扇吸循环风。 (2)掘进2101巷时,局扇稳设在2101巷口,距回风绕道口往外10m以外的进风风流中 三、局扇的管理 (1)局扇必须由施工单位每班指定专人负责管理,并实行挂牌管理保证连续运转,并安装消音器(低噪音风机除外),实行“三专”(专用变压器、专用开关、专用电缆)“两闭锁”(风电闭锁、瓦电闭锁)。 (2)正常工作的局部通风机故障,切换到备用局部通风机工作时,该局部通风范围内应停止工作,排除故障,待故障被排除,恢复到正常工作的局扇通风后方可恢复工作. (3)因检修停电时,必须将人员全部撤至全风压进风流处,并切断电源。 恢复通风前,必须由专职瓦斯检查员检查瓦斯,只有在局部通风机及其开关地点附近10m以内的风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时,方可由指定人员开起局部通风机。 局扇通风机必须使用双风机,双电源自动切换装置,并且每日要进行一次切换试验,试验记录存档备查。 (4)正常工作和备用局部通风机均失电停止运转
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- 2101 规程