+1740运输顺槽2煤工程施工作业规程.docx
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+1740运输顺槽2煤工程施工作业规程
焦煤公司一矿
2#煤+1740运输顺槽工程
施工作业规程
编制:
段根学
施工队长:
宋厚勇
批准日期:
2011年6月1日
执行日期:
2011年6月1日
施工单位:
山东枣庄矿业集团中兴建安有限公司
第一章工程概况
第一节概述
一、工程名称:
焦煤公司一矿2#煤层+1740运输顺槽工作面位于+1740水平处,设计断面为距形,掘进断面7.74㎡,掘进顶板宽3350㎜,掘进底板宽3350㎜,掘进高度2310㎜,净断面6.82㎡,净宽3100㎜,净高2200㎜。
设计支护形式为工字钢架。
二、工程用途:
该工程为矿井的2#煤层+1740兼作运输要求。
三、工程量及服务年限:
工程量:
设计施工长度约492m。
服务年限:
1年。
第二节编写依据
一、焦煤公司一矿设计说明书
二、焦煤公司一矿采掘工程平面图及井上下对照图
三、矿方提供的巷道断面图
四、《煤矿安全规程》
五、《煤矿井巷工程质量检验评定标准》MT5009-94
六、《矿山井巷工程施工及验收规范》GBJ213-90
七、我公司类似工程的施工经验及我公司现有的设备、人员。
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
地面相对位置及邻近采区开采情况表
水平名称
+1740
工程名称
+1740运输顺槽
地面标高(m)
+1870
井下标高(m)
+1740
地面的相对
位置及建筑物
地面以山地为主,无建筑物
井下相对位置对掘进巷道的影响
+1740运输顺槽对掘进巷道无影响。
邻近采区
开采情况
临近无采区
第二节煤(岩)层赋存特征
矿区主要含煤地层为石炭系上统太原组(C3t)与二叠系下统山西组(P1s),共含煤11层,煤层总厚度22.18m。
其中石炭系太原组含可采煤层3层,编号为4、5及7号煤层,含局部或不可采煤层3层,编号为7下、8、9煤层,含煤系数4.49%;山西组含可采煤层2层,编号为2、3煤层,局部可采煤层2层,编号为2上、3上煤层,含煤系数9.55%;二叠系石盒子组含局部可采煤层1层,编号为1煤层,含煤系数0.08%。
矿区含可采煤层6层,编号为2、3、4、5、7、8煤层。
贺兰山焦煤公司一矿主要可采煤层特征一览表
煤层
编号
煤层厚度
煤层间距
顶底板岩性
夹矸
层数
煤层稳定性
对比难易程度
开采情况
最小~最大
平均
编号
最小~最大
平均
顶板
底板
2
0.04~8.78
2.17
粉砂质泥岩泥岩
中粗粒砂岩
0~6
较稳定、可采
易对比
采深至1850m
标高
3
0.28~10.53
2.14
2~3
12.45~50.60
34.57
中粗粒砂岩
粉砂岩
粉细砂岩
中砂岩
0~9
较稳定、可采
易对比
采深至1850m
标高
4
0.25~3.45
1.41
3~4
20.00~47.77
30.05
泥岩
粉砂质泥岩
中、细砂岩
0~3
稳定、可采
易对比
采深至1850m
标高
5
0.30~1.84
1.00
4~5
5.29~12.52
8.98
泥岩
粉砂岩
泥岩
粉砂岩
0~7
不稳定,采区范围内厚度小于0.27m部可采
不易对比
无开采价值
7
0.55~5.10
1.92
5~7
13.04~35.13
25.97
粉砂质泥岩
泥岩
中粗粒砂岩
0~6
较稳定、可采
易对比
采深至1850m
标高
第三节地质构造
蚕特拉井田位于汝箕沟—宗别立向斜的西翼,煤系地层东西两端呈北东向,中部近东西走向,总体为倾向南东的单斜构造。
地层倾角一般70°~80°,局部近于直立或倒转,Ⅴ~Ⅶ线间地层较缓,为60°~65°。
区内构造复杂,断裂是主要的构造形迹,褶皱不发育。
一、断层
矿区煤系地层中断层发育,仅地表控制的为75条,其中延伸长度在100-1800m间的主要断层有27条;落差在50-526m之间,已为钻孔控制的有11条(由东向西为:
F30、F26、F90、F22、F24、F19、F79、F15、F12、F10、F8)。
矿区断层发育,但规律性较明显,其规律和特点如下:
1、走向断层:
数量不多,计有F1、F3、F11、F12、F15、F46、F45七条。
按其性质可分为:
⑴走向逆断层:
延伸远,落差大,对井田构造具有控制意义,其中F1为延伸至小松山的区域性大断层构成含煤地层天然的北介,F3位于井田西缘呈北东向展布受F1控制,井田内延伸达7km。
F1、F3断层均位于煤系地层底部。
F45、F46则受F3控制,为煤系中的次一级构造,往往使煤层露头缺失,但深部仍有煤层赋存,对煤层破坏并不严重。
(2)走向正断层:
以F11、F12为主,分布于西部Ⅸ-Ⅻ之间,F11位于Ⅶ线以东,两者是否为同一断裂尚待研究。
其中F12几乎横贯西区,呈北东东向展布,位于煤系下部,延伸均在1.5km以上,落差由西向东递增,由48-650m。
但对深部煤层的影响不大,仅F11下盘深部缺失8煤。
2、斜交断层:
以NE向和NW向两组为主,个别呈SN向或EW向(F5、F6)。
以NW向一组最为发育,地表往往呈曲线状延伸,落差较大,一般均在100m以上,且变化规律明显,如F22、F26由北东至南西落差急剧增大。
按其性质又可分为正、逆两种,绝大多数为斜交逆断层,一般均为高角度倾斜,近于岩层倾角,此类断层对深部煤层切割频繁,破坏性大,在地表往往使煤层露头重复。
断层的倾角一般在68°-78°之间,地表处沿走向变化佷大,如F26(45°-77°),F7(46°-78°);地表至深部倾角变化亦较大,如F8地表倾角45°-50°,深部为71°,F4断层地表倾角76°,深部倾角为35°。
局部断层在地表出现反转现象,如F10、F11、F15。
3、伴随一些较大的斜交断层局部产生一系列同向的“边幕式”较小的断层。
如F19与F79的组合,F17与F77、F78的组合。
4、Ⅷ以西,切断煤层露头的小平移断层发育,其延伸长度一般30-35m,煤层水平位移一般15-30m。
5、煤系上伏石盒子组、石千峰群地层中的断层以NNE或近于SN的平移断层为主,地面延伸较长,一般在数百米以上,但大多只断到1煤层以上,对煤层影响很小。
矿区内断层有15条,大多为逆断层。
多为走向断层,对煤层没有影响,对煤层有不同程度破坏作用的断层有6条(F7、F8、F10、F11、F712、F14)。
现将西区、中区内主要断层的特征列表于下(表3-1-1)。
主要断层一览表
表3-1-1
编号
断层性质
位置
断层特征
F1
走向逆断层
横惯矿区北部边界
走向N60°E,向西转为N30°E,倾向北西,全长2800m以上,东段可见,西段被第四系覆盖。
F3
逆断层
Ⅸ线15号孔西北260m
走向北北东,倾向北西,全长570m。
对煤层影响很小。
F6
性质不明
Ⅶ线东100m
走向北北东,全长180m。
对煤层影响很小。
F7
逆断层
Ⅵ-Ⅶ线之间
走向近N85°E-EW向,倾向N,倾角46-78°,全长460m,控制可靠。
F8
正断层
西起确台沟,北东止于Ⅸ线北250m
走向由近SN转向NNE向,倾向E-SEE,倾角:
地表45°-50°,深部为71°,全长970m,落差116m,控制可靠。
F10
逆断层
西北起于辅7线,北止于旱布托沟
走向N45°-5°-25°E,倾向SE,倾角49°-52°,全长940m,落差300m以上,控制可靠。
F11
走向逆断层
Ⅶ线北端
走向北东转向南,倾向北转东,全长650m
F12
走向逆断层
Ⅶ-Ⅷ之间
走向N60°E,倾向SE,倾角:
地表42°-85°,深部70°-77°,全长1800m,落差由SW向NE增大,Ⅶ处落差350m以上,SW端48m,控制可靠。
F13
平移正断层
Ⅷ线西约170m处
走向N15°E,倾向NW,倾角67°,全长160m。
F14
逆断层
Ⅷ线2号孔北约20m处
走向N53°E,倾向SE,倾角77°,全长530m。
F51
逆断层
Ⅷ线东300m处
走向近南北,倾向南西西,全长400m。
对煤层无影响。
F52
逆断层
Ⅷ线东150m处
走向北西转北,倾向西,全长200m。
对煤层无影响。
F53
逆断层
Ⅷ线东南端
走向北西,倾向南西,全长400m。
对煤层无影响。
F66
性质不明
14号孔北40m
走向北西,全长120m。
对煤层无影响。
F71
逆断层
Ⅶ线东80m
走向北东转东西,倾向北,呈反s形。
全长120m。
二、褶皱
区内的褶皱构造主要发育于古生代、中生代地层中。
呈宽缓的背向斜形式出现,轴向北东。
形成时代为侏罗纪末期。
此外太古界贺兰山群中发育规模较小的紧闭同斜褶皱、无根褶皱、平卧褶皱等。
受褶皱构造影响,部分含煤地层的褶皱转折端煤层有加厚或变薄现象。
蚕特拉井田位于汝箕沟―宗别立向斜的西翼,褶皱不发育,以断裂构造形迹为主,煤系地层东西两端呈北东向,中部近东西走向,总体构造形态为一倾向南东、倾角70~80°的单斜,局部近于直立或倒转。
矿区地质构造复杂程度为复杂类型。
煤系地层中的褶皱主要有:
帽蒲鲁褶皱:
位于Ⅷ线-F10断层之间。
由一对背向斜组成,轴向为N30°E,轴长1450m。
向斜北西翼陡(80°),南东翼较缓(50°)。
背斜两翼较对称。
在煤系中出露面积约0.25km2,是区内的主要褶皱。
对深部煤层有一定影响。
此外,伴随强烈的断裂作用而产生的短轴牵引褶皱在煤系地层中也可见。
如F30逆断层引起的轴向N60°E,轴长460m的牵引向斜;F6与F15、F12交叉部位;F11、F12与F3交叉处均有牵引褶皱产生。
该类褶皱对深部煤层没有影响。
三、矿区岩浆岩
区域岩浆岩不发育,仅见有小面积加里东晚期闪长岩出露,辉绿玢岩脉仅分布于贺兰山群中。
矿区内未发现岩浆岩侵入煤系地层现象。
第四节水文地质
一、区域水文地质
本区气候干燥,雨量稀少,区内沟谷平时干枯无水,山洪暴发始有流水,但区内沟谷发育,且切割较深,排泄条件良好,因此大气降水对矿井开采没有多大影响。
二、井田水文地质条件
井田内与矿井充水有关的含水层共有6层。
1、沟谷第四系孔隙潜水含水层:
岩性为砂、砂砾及卵石,含水层厚2.7~14.49m,水位深度3.63~5.60m。
2、2号煤层顶板裂隙含水层:
岩性为细、中~粗粒砂岩,总厚度16.8~51.6m。
3、2号和3号煤层之间承压裂隙含水层:
岩性为中~粗粒砂岩,总厚度为4.97~45.90m。
4、8号煤层顶板承压裂隙含水层:
岩性为中~粗粒砂岩,总厚度11.82~31.83m。
5、9号煤层顶板承压裂隙含水层:
岩性为中~粗粒砂岩,总厚度2.84~5.17m。
6、煤系下伏寒武系承压自由裂隙溶洞含水层:
岩性为薄~厚层状灰岩,厚约258m左右,裂隙、溶洞发育,但未见泉水出露。
上述六层含水层,除煤系下伏含水层及第四系孔隙潜水含水层含水性较大外,其余均为微弱含水层。
由于本区没有永久性地表水流,地下水补给来源不足,含水层含水性小,因此本区水文地质条件比较简单。
三、矿井历年涌水量
上述六层含水层,除煤系下伏含水层及第四系孔隙潜水含水层含水性较大外,其余均为微弱含水层;由于本区没有永久性地表水流,地下水补给来源不足,含水层含水性小,故本区水文地质条件比较简单。
开采实践证实,矿井内涌水量很小,一般0.5~1.5m3/h,最大3.5m3/h,煤层一般不含水。
蚕特拉沟两侧矿井,在斜深50m左右即有少量涌水,斜深100m左右涌水一般1.5~2.5m3/h。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
2#煤层+1740运输顺槽布置在+1740水平的煤层中,沿煤层掘进。
(附图一:
2#煤层+1740运输顺槽平面位置图)
第二节支护设计
一、巷道断面
焦煤公司一矿2#煤层+1740运输顺槽工作面位于+1740水平处,设计断面为距形,掘进断面7.74㎡,掘进顶板宽3350㎜,掘进底板宽3350㎜,掘进高度2310㎜,净断面6.82㎡,净宽3100㎜,净高2200㎜。
设计支护形式为工字钢架。
(附图二:
2#煤层+1740运输顺槽断面图)
二、支护方式
设计支护形式为工字钢架,棚架规格:
横梁长3350mm,棚腿长2300mm,棚间距为1000mm,棚间采用Ф16㎜的圆钢做防倒拉筋,使用木背板刹顶背帮,背板规格:
1200×50×100mm。
第三节支护工艺
首先沿煤层进行掘进施工,然后再进行挂网架棚子。
一、施工方法及技术要求:
1、架棚前必须进行敲帮问顶工作,将顶板及两帮处理完后,再进行架棚支护。
2、支架横梁和腿子采用11#工字钢加工,限位块采用12#槽钢加工。
马口采用11#工字钢边角料加工。
3、棚子架设后连结成一体,棚间采用Ф16的圆钢焊接做防倒拉杆。
4、要用半圆木或背板必须将顶帮背实。
二、结合作业地点针对2#煤层+1740运输顺槽架棚的工作任务采用工作任务法进行危险源辨识和风险评估
工序
危险源
风险类型
风险及其后果描述
事故
类型
风险评估
可能性
后
果
风险值
风险等级
1.地面装车
材料装车不牢固
人
运输过程中,物料洒落,造成材料损坏
运输事故
I4
D3
12
中等
2.运输
1.作业人员配合不当
人
挤伤推车工
运输事故
I4
D3
12
中等
2.捆绑不牢固
人
运输途中材料滑落伤人或撞坏设备
运输事故
I4
D3
12
中等
3.运输途中未检查周围情况或检查不到位
人
撞坏水管、电缆、风筒、风门等事故
运输事故
I4
E2
8
一般
3.卸车
1.作业人员配合不当
人
造成人员伤害、设备损坏
其它事故
I4
E2
8
一般
2.野蛮卸车
人
造成人员伤害、设备损坏
其它事故
I4
E2
8
一般
1.敲帮问顶
1.未进行敲帮问顶工作
人
工作面片帮、冒顶伤人
顶板事故
I4
C4
16
中等
2.敲帮问顶不彻底
人
工作面片帮、冒顶伤人
顶板事故
I4
D3
12
中等
3.敲帮问顶使用的工具不合适
机
敲帮问顶不彻底,存在顶板隐患,或作业过程中造成伤人
顶板事故
I4
D3
12
中等
2.安设棚腿
棚腿安设不稳
人
棚腿倾倒伤人
顶板事故
I4
D3
12
中等
3.架设横梁
1.上梁时棚腿未固定或配合不好
人
棚腿倾倒伤人
其它事故
I4
D3
12
中等
2.搭设站台不稳
人
作业人员摔倒受伤
其它事故
I4
D3
12
中等
3.横梁放置不稳
人
横梁滑下伤人
其它事故
I4
D3
12
中等
4.帮顶支护
帮顶支护不符合要求
环
片帮、冒顶伤人
其它事故
K2
D3
6
一般
针对以上危险源辨识和风险评估结果,安全技术措施编制如下:
1、架棚施工要紧跟掘进,不得空顶过大发生冒顶和片帮。
2、施工前必须将施工地点前后10米电缆、管路及机电设备保护好、防止损坏。
3、将作业地点10米范围内物件清理干净,确保安全退路。
4、架棚施工时专人负责观察巷道及棚子变化情况发现问题立即发出警号停止作业、处理完后确认安全后方可继续施工、并负责架棚施工时人员不许通过。
以免掉物件伤人。
5为保证施工安全、架棚施工时要由段长或班长统一指挥、以保证施工的协调性。
6、架棚施工时、棚子要刹实紧牢给好拉筋后,方可下一架施工。
7、施工前要由段长或班长检查施工段内巷道支护情况,对出现的问题及时进行处理,否则不许作业。
8、帮、顶必须用半圆木或背板接实,严禁空帮空顶。
9、架棚时不得架设等劲棚,掉顶、空帮、空顶处必须用半圆木或背板接实,高冒处要接实。
10、固定棚腿子,填背板,使梁子和腿子跟顶、帮接实。
11、严格执行现场交接班制度,每次交接班必须做到交清接明,上班应将现场的主要生产情况、安全方面应注意的事项及未处理完的安全隐患向下班讲明。
12、检查工具,必须保证其完好。
13、发现空帮空顶时应及时刹顶背帮,防止空顶掉矸。
保证巷道畅通;
14、变坡点架棚,必须在坡口设置防跑车装置和禁止人员通行的标志;
15、行人通过巷道维修处,必须经工作人员同意;
16、发现巷道发生局部掉顶时,要立即进行支护处理。
处理时现场必须有安全负责人;
17、挖棚腿子的窝子时,先进行敲帮问顶,防止煤层冒落、片帮伤人。
18、用手压泵时,必须先检查手压泵是否完好,发现问题及时处理,确保安全作业。
19、填背板时,先把腿子固定好,防止棚腿子滑落伤人。
20、清理卫生时,注意顶上的煤块掉下伤人。
三、支护材料
采用矿用11#工字钢地面加工并井下架棚,棚架规格:
横梁长3350mm,棚腿长2300mm,棚间距为1000mm,棚间采用Ф16㎜的圆钢做防倒拉筋,使用木背板刹顶背帮,背板规格:
1200×50×100mm。
2、金属网:
采用14#钢丝编织的经纬网,网幅为1000×3000㎜,网孔为25×25㎜。
网片之间采用搭接的方式,搭接长度为100㎜,相邻两片网之间要用14#铁丝绑扎,绑扎点要均匀布置,间距200㎜。
第四章施工工艺
第一节施工方法
2#煤层+1740运输顺槽采用凿岩机打眼、爆破的方法施工,炮眼深度1.75m,凿岩机选用YT28型,配Ф22中空六角合金钢钎杆,采用Ф32“一”字型钻头,沿煤层方向掘进,坡度用腰线控制。
掘进工艺流程:
检查瓦斯、准备工作→确定眼位→打眼→检查瓦斯→装药→放炮→检查瓦斯→处理顶板→装煤、运输→清理巷道→架棚
轮尺时,将周边眼的中心布置在巷道设计掘进断面的轮廓线上,炮眼眼底应稍向轮廓线外偏斜100~150㎜,为下一循环打眼时留够凿岩机的工作空间。
第二节掘进方法
采用打眼放炮的方法进行掘进。
一、打眼机具:
采用YT28型风钻打眼,风源来自地面空压机。
空压机为开山牌螺杆压缩机,型号为LGH-20/8G,容积为20m3/min,额定排气压力0.8Mpa最大功率132KW。
二、降尘方法
降尘方法采用湿式打眼、水炮泥定炮、扒装前洒水、爆破时使用风水喷雾、爆破后冲刷煤壁、开放水幕。
第三节爆破作业
一、炸药、雷管
使用三级煤矿许用乳化炸药(φ35×200g)、毫秒延期电雷管,最后一段的延期时间不得超过130ms。
二、装药结构
正向装药结构。
三、起爆方式
起爆使用MFd-100型发爆器全断面一次起爆,联线方式为串联线。
2#煤层+1740运输顺槽爆破说明书
序号
炮眼
名称
炮眼
编号
炮眼
个数
炮眼
深度
装药量
爆破
顺序
联线
方式
Kg/眼
小计/kg
1
掏槽眼
1-5
5
2.0
0.6
3.0
Ⅰ
串
联
3
辅助眼
6-9
4
2.0
0.45
1.8
Ⅱ
4
周边眼
10-22
13
2.0
0.2
2.6
Ⅲ
5
底眼
23-29
7
2.0
0.6
4.2
Ⅳ
合计
29
11.6
第四节装、运煤方式
一、装煤方式
掘进施工中,放炮落下的煤,人工用大锹装入矿车,将轨道延伸到工作面,装满的矿车用人工推至顺槽开口处,通过石门将煤运送到煤仓或地面。
二、运输方式
施工中采用1吨标准矿车装煤,矿车装满煤后由人工推至车场用地面绞车提升至地面,然后人工推运并把煤倒入指定地点。
第五节管线及轨道敷设
在施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按规定的位置要求吊挂牢固整齐。
电缆钩每隔3m一个,电缆垂度不超过50㎜。
水管要接口严密,不得出现漏水现象,水管距工作面20m范围内使用一寸胶管,20m外使用一寸铁管,要随工作面前进及时延长,以备迎头正常用水。
风筒要环环吊挂,风筒口距工作面5~10m。
工作面掘进临时轨道的敷设必须符合《质量标准化验收标准》中的规定,轨距误差不大于10㎜,不小于5㎜;轨道间隙不超过10㎜,内错差不大于5㎜;轨枕间距不大于1m,构件齐全紧固有效,轨道距迎头6~20m。
第六节设备及工具配备
主要设备及工具配备情况表
序号
设备、工具名称
型号规格
功率/KW
单位
数量
备注
1
局部通风机
FBD№5.0/7.5×2
2×7.5
台
2
1台使用、1台备用
2
绞车
JTB-0.8
22
部
1
3
风钻
YT28
部
3
备用1部
4
风动潜水泵
台
2
备用1台
5
风镐
台
3
备用1部
第五章劳动组织及主要技术经济指标
第一节劳动组织
采用每天“三·八”制(一天三班,每班八小时)组织生产,掘进每班一个循环,每一个循环进尺1.5m。
采取专业和固定工序作业方式,最大限度实现掘进与架棚平行作业。
劳动组织表
序号
工种
小班
圆班
备注
1
打眼工
2
6
2
爆破工
1
3
3
井下信号工
1
3
4
水泵工
1
3
5
班长
1
3
6
跟班队长
1
3
7
地面信号工
1
3
8
地面运搬工
2
6
9
绞车工
1
3
第二节循环作业图表
为保证正规循环作业的完成,迎头施工作业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。
第三节主要技术经济指标
技术经济指标表
序号
项目
单位
指标
备注
1
每班在册人数
人
11
2
每班出勤人数
人
10
3
出勤率
%
97
4
循环进尺
m
1.5
5
日进度
m
3.0
6
月进度
m
90
7
效率
m/工
0.12
8
月循环次数
个
75
按25天/月计算
9
循环率
%
86.7
第六章生产系统
第一节通风系统
一、工作面有效风量计算:
1、掘进工作面风量计算:
每个独立通风的掘进工作面实际需要的风量,应按巷道断面、瓦斯或二氧化碳涌出量、炸药用量、局部通风机实际吸风量、风速和人数等规定要求分别进行计算,并必须采取其中最大值。
按瓦斯涌出量计算
Q掘=100·q掘·K掘通
=100×0.2×1.5
=30m3/min
式中:
Q掘——掘进工作面需风量,m3/min;
K掘通——掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数,取1.5;
q掘——掘进工作面绝对瓦斯涌出量,0.2m3/min。
按人数计算掘进工作面实际需要的风量
Q掘=4·N
=4×16
=64m3/min
式中:
Q掘——掘进工作面需风量,m3/min;
N——掘进工作面同时工作的最多人数,为16人;
按一次爆破最大装药量计算
Q掘=7.8×
÷T(m3/min)=144m3/min
Q掘—掘进工作面
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