+m水平机电硐室.docx
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+m水平机电硐室
盐源县洪发煤矿
掘进工作面作业规程
掘面名称:
+2085m机电硐室
技术负责人:
王小龙
矿长:
刘斌
审核:
黄刚
编制:
曾俊
二O一三年二月十八日编制
审批意见
掘进队
机电班
安监科
生产副矿长
安全副矿长
技术负责人
矿长
总工程师
会审意见:
+2085m水平机电硐室掘进工作面
作业规程
一、工程概况:
(一)巷道布置概况:
1、+2085m机电硐室掘进工作面位于+2085m水平井底车场附近,与水泵房联合布置。
半圆拱断面,U形金属支架和锚喷联合支护。
该巷全长60m,开口标高+2085.54m水平。
该巷设两个出口,一个与人行下山下部平巷相连通,一个与井底车场水泵房清理水仓斜巷联络平巷相连通。
贯通后用于摆设一采区所有电器设备及高压变压开关。
该巷高于其它巷道0.50m。
巷道两端设防火铁门。
其服务年限为一采区开采结束为止。
2、所掘巷道规格:
机电硐室:
全长40m,从开口处开始掘进宽度3.60mm,高度3.20m。
支护及喷浆后净宽必须达到3.40m,净高2.90m。
3、掘进工作面布置、通风系统及避灾路线示意图附后
概 况表
序号
项目
单位
内容
1
矿井瓦斯等级
低瓦斯矿井
2
瓦斯涌出量
m3/min
0.3
6
岩层硬度
f
3-7
7
煤层爆炸性
无
8
煤层平均走向
度
9
巷道总长度
m
40
10
巷道掘进方向
度
77
11
巷道坡度
度
0‰
12
岩层倾角
度
13
掘进方式
炮掘
14
装岩方式
耙斗机
15
支护型式
U形棚子和锚喷
(二)地质、水文地质及岩性情况:
1、地质构造
洪发煤矿位于郑家田向斜的北西翼,区内呈一近东西走向、向南倾的单斜构造。
东部地层略向北东、西部地层略向北西偏转,致使矿区地层形成中间向南凸出的弧形。
岩层倾角浅部较大,多为70~84°之间,近向斜轴部渐缓,至C7煤层露头线附近,倾角变为45°左右。
区内有3条逆断层,均发育于矿区的北西部。
F1断层为4号井煤巷揭露,走向北东,倾向南东,倾角40°,断距5m,走向延展长度约120m。
此断层为一隐伏小断层,对煤层开采有一定影响,但切割不深。
F2断层为逆断层,走向北东,倾向北西,倾角40°,断距约30m,走向延展长度350m,该断层对煤层连续性有一定破坏。
F3断层为走向逆断层,走向近东西向,倾向近北,倾角不明,矿区内走向延展长度约1150m,往西延出区外,对煤层有破坏作用,因处在矿区西北角,其对本矿开采无影响。
此外,区内目前未发现其它较大的断层构造,地面煤层露头线和岩层均较为连续。
区内构造形态定为二类,即构造中等类型。
2、水文地质
1)地表水
本区属雅砻江水系,矿区内水系发育较简单,由于矿区范围内地形切割强烈,地形坡度20~70°,以盐塘沟为主干,季节性山涧溪沟以树枝状分布于全区。
地形有利于自然排水,一般地表水和降雨大部以地表泾流方式流出矿区,极少以渗透形式补给地下水。
2)地下水
矿井地下水主要是博大组一段裂隙含水层,由泥灰岩、灰岩、砂岩、粉砂岩、泥岩和煤组成,以碎屑岩为主的含煤岩系。
博大组一段厚600m,二段厚780m,三段厚度>1000m。
碎屑岩系较为致密,砂岩孔隙率低,属弱含水层。
但由于该组岩层不同程度地受到大地构造应力和风化营力的影响,岩层中发育一些裂隙并含有裂隙水到,裂隙水靠大气降水补给,形成矿坑顶板滴水。
C2、C3煤层之下的灰岩、泥灰岩在浅部岩溶较为发育,为矿区的主要含水层。
在矿区的西部,灰岩、泥灰岩增厚,若巷道掘进或断层裂隙予以沟通灰岩、泥灰岩岩溶水,有可能造成矿坑突发涌水。
该区地表见少量泉点,流量0.018~0.947L/s。
矿井内少有涌水及积水现象,仅有较少量的顶板裂隙渗流水顺巷道排水沟自然排出。
该工作面掘进区域位于+2085m井底车场及人行下山下部平巷附近,从目前所揭穿的巷道来分析,该区域岩层为弱含水层。
对工作面范围内没有大的水患威胁。
但作业过程中需认真观察出水情况和突水预兆观察,当出现突水预兆时,工作面所有人员必须立即按水害避灾路线撤至安全地点,当出现突水预兆或可疑水时,必须停止掘进,由相关人员到现场观测,由技术科制定探放水措施,经实施探放水措施,确认无安全威胁后方可恢复掘进作业,即必须严格执行“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的探放水措施。
(三)煤尘和瓦斯情况
1)煤层瓦斯含量、压力
该矿地质勘探程度较低,没有进行钻探,生产过程中也未测定瓦斯含量和压力。
2)矿井瓦斯等级及预测
根据《凉山州经委关于2008年度凉山州各煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复》(凉经企业[2008]229号),洪发煤矿相对瓦斯涌出量为5.84m3/t,绝对瓦斯涌出量0.512m3/min,绝对二氧化碳涌出量0.789m3/min,属低瓦斯矿井。
上年度相对瓦斯涌出量为5.12m3/t,绝对瓦斯涌出量0.518m3/min。
采用统计法预测矿井扩建达产后,相对瓦斯涌出量8.94m3/t,绝对瓦斯涌出量约1.69m3/min。
3)煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出危险性
该矿历年鉴定为低瓦斯矿井,开采过程中未发生过煤与瓦斯突出,也未出现过瓦斯动力现象,矿区周边煤矿无煤与瓦斯突出矿井。
因此,该矿井发生煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出的可能性很小。
4)其它有毒有害气体情
矿井开采煤层中还含有少量硫化氢(H2S)、一氧化碳(CO)、二氧化氮(NO2)等有毒有害气体,浓度达到一定程度时可致人中毒伤亡;另外,在生产过程中也会产生一些有害气体,如充电产生的氢气(H2)。
5)煤层煤尘爆炸性
据四川省煤炭产品质量监督检验站2007年12月对该矿所采C2、C3、C6煤层进行煤尘爆炸性试验结果,C2煤层爆炸指数11.71,C3煤层12.10,C6煤层14.85。
各煤层均有煤尘爆炸危险性。
二、巷道设计特征
(一)、巷道断面布置及支护图(附图)
(二)巷道支护:
(1)由于该掘进区域围岩稳定性较差,岩性多为砂质页岩。
因此设计在掘进中直接采用U形棚和锚喷支护。
每相连两支架的棚距为中对中1.0m,若遇巷道煤层松散或顶板破碎地带,应该加密支护。
顶部和两巷帮用厚5cm,长1.2m的木板接顶背帮。
掘进中围岩破碎时每掘1m支护1m。
要架一棚处理一棚。
顶部要接紧接实。
不得留有空隙。
接好顶背好帮后在进行喷浆对空隙处进行充填。
(2)支架必须架平、架正、架牢固,前顷后仰不超过+0.5。
工字钢拱形棚分为两个部分,;每架支架结束前应接帮封顶,帮顶必须封严实。
关帮的板子必须排列有序,间距为20cm一块,不得歪斜和松动,在煤岩松散的地带,应加密背板,且将空隙封堵严实,以免落渣造成空顶;空顶较高的地方,必须用实物或木垛接顶。
(4)严禁空帮空顶作业,作业时必须采用前探梁作为临时支护,最大控顶距为2.0m,(2.0m指永久支护至迎头的距离)。
临时支护必须架至迎头,不得有任何空帮空顶,工字钢平面要铺设木板,木板要覆盖整个巷道断面。
临时支护超过最大控顶距离时,必须架设永久支护。
(架棚)
(5)支架加好后,每相连两架工字钢棚的棚梁及棚腿之间必须加撑木。
撑木可采用不小于Φ12cm的小圆木,或使用50mm×80mm的长方木。
(6)巷道施工总的要求一次成型,高、宽、平、直、净、一次成巷,并且符合《标准》要求,严禁出现不合格工程和重复施工。
(三)采用锚喷支护
1、锚杆、锚喷等与掘进工作面并进,若未到位时,必须架设临时支护,必须在掘进后24小时内采用金属锚杆支护,支护后净宽高必须满足设计要求,支护规格:
柱、排距为1米,锚杆与水平面或岩层层理的夹角为110度。
2、采用钻爆法掘进的岩石巷道,必须采用光面爆破。
(三)打锚杆眼前,必须首先敲帮问顶,将活矸处理掉,在确保安全的条件下,方可作业。
(四)使用锚固剂固定锚杆时,应将孔壁冲洗干净,砂浆锚杆必须灌满填实。
(五)软岩使用锚杆支护时,必须全长锚固。
顶板破碎时根据现场情况缩小柱、排距并加设钢丝网
(六)采用人工上料喷射机喷射混凝土、砂浆时,必须采用潮料,并使用除尘机对上料口、余气口除尘。
喷射前,必须冲洗岩帮。
喷射后应有养护措施。
作业人员必须佩戴劳动保护用品。
(七)锚杆必须按规定做拉力试验。
煤巷还必须进行顶板离层监测,并用记录牌板显示。
对喷体必须做厚度和强度检查,并有检查和试验记录。
在井下做锚固力试验时,必须有安全措施。
(八)锚杆必须用机械或力矩扳手拧紧,确保锚杆的托板紧贴巷壁。
(九)岩帮的涌水地点,必须处理。
(十)处理堵塞的喷射管路时,喷枪口的前方及其附近严禁有其他人员。
3、临时支护采用木支护,临时支护应尽量打拢碛头,因特殊情况临时支护无法打拢碛头时,在碛头及其附近煤质坚硬,煤体结构力强,顶板完整无片帮冒顶安全威胁的情况下,可与碛头保持一定距离,但临时支护距碛头的距离不得大于0.6m。
4、掘进碛头备用支柱不少于6根,木契20块,木支柱直径不小于100毫米,备用支护材料必须整齐的堆放在距碛头不大于30米处。
三、施工方法
1、施工方案
采用钻爆法,光面爆破。
2、钻爆工作
A、爆破器材
掘进时采用电煤钻打眼,煤矿三级乳化炸药,毫秒延期电雷管(总延期不得超过130ms),MFB-150型放炮器放炮。
B、爆破作业图表
(1)炮眼布置图(附图)
(2)爆破说明书
原始爆破条件
名 称
单 位
数 量
掘进断面
m2
10.5
炮眼深度
m
2
炮眼个数
个
14
煤岩坚固系数
f
2-6
工作面瓦斯情况
有
爆破图表
炮眼
编号
炮眼
名称
个
数
深度m
角度
装药量
炮泥
电管
段别
联线
方式
起爆
顺序
起爆
次数
水
平
垂
直
条/眼
Kg/眼
合计kg
数量
炮泥m/眼
水袋/眼
1-4
掏槽眼
5
2
75
90
6
0.9
4.5
0.5
1
串联
1
1
5-6
辅助眼
3
2
90
90
5
0.75
2.25
0.5
1
串联
2
1
7-9
底
眼
4
2
90
90
5
0.75
3
0.5
1
串
联
3
1
10-12
顶眼
4
2
90
90
4
0.6
2.4
0.5
1
串联
4
1
合计
16
12.15
4
4
当煤体松软或煤体结构强度较低时,应适当缩短炮眼浓度和适当减小装药量。
(3)预期爆破效果表
预期爆破效果
名称
单位
数量
名称
单位
数量
炮眼利用率
%
90
每米巷道炸药消耗量
Kg/m
6.075
每循环进度
M
1.8
每循环炮眼总长度
m
32
每循环破实体岩石
m3
11.261
每立米岩石雷管消耗
个/m3
1.647
每循环破实体岩石炸药消耗量
Kg/m3
1.079
每立米巷道雷管消耗
个/m3
1.837
3、装运工作
采用一吨固定式矿车装运,人工装岩,在211石门掘进碛头直接装岩,由1.2m绞车提升运输至121车场,最后由2.0m绞车提升至地面。
四、通风和防尘
(一)通风方式
1、采用局部通风机作为动力,柔性双向反压边双阻抗风筒送风的压入式通风方式。
2、通风设备
(1)、选用YBT42-2风机,根据供风距离进行更换,确保掘进碛头所需风量。
(2)、局扇吸入风量:
90-120m3/min
(3)、出风口最小风量:
100m3/min
(4)、最大通风距离:
200m
(5)、风筒出口至碛头距离:
小于5米
(6)、选用直径为400mm的抗静电阻燃风筒。
3、掘进工作面所需风量计算
(1)、按瓦斯涌出量计算:
Q掘=100×CH4×K掘=100×0.3×1.6=45m3/min
(2)、按CO2涌出量计算,因为CO2涌出量远低于瓦斯涌出量,因此可以不考虑。
(3)、按一次最大炸药消耗量3.6kg计算:
Q掘=25A=25×4.5=112.5m3/min
(4)、按工作面同时工作最多人数计算:
Q掘=4N=4×7=28m3/min
(5)、按局扇吸入风量计算:
Q掘=Q吸+67m3/min=120+67=187m3/min
(6)、按工作面温度20~23计算:
Q掘=60×V×S=60×1.5×1=90m3/min
(7)、取最大值验算风速
V掘=Q掘/S/60=187/6/60=0.52m/s
符合《规程》规定:
0.15m/s<0.52m/s<4m/s
(8)、工作面所需风量为187m3/min,工作面所需风量能满足《煤矿安全规程》规定的要求。
4、局扇的安装
(1)局局扇必须安装在距回风巷10米以上的新鲜风流中,通风科合理配备全风压风量,保证风量足够,严禁产生循环风,安设质量必须符合标准。
(2)局扇必须安装在机架上,距地面不得小于30cm。
(3)风机出风口端向上与地面呈30度的夹角,保证风筒平缓
5、通风管理
(1)必须实独立供风,严禁一台风机向两个及其以上工作面供风和两台及其以上风机同时向本工作面供风。
不论工作、休息或交接班都不得任意停风或减少风量。
(2)加强局部通风管理,尽量减少风筒接头漏风,及时修补风筒破口或重新更换。
风筒必须悬挂平直,连接必须正确使用双向压边,且用棕绳绑牢实,逢环必挂,拐弯处必须用铁质弯头,过渡必须使用过渡节,减小风筒阻力,保证碛头有效风量不少于100m3/min。
(3)局扇必须挂牌管理。
风机的开停由该头面瓦检员按规定操作。
风筒出风口距碛头不得大于5m。
(4)采用QJZ-80D型真空磁力启动器启动,并实行“三专两闭锁”。
(二)防尘
1、必须坚持湿式作业,严禁干打眼,掘进时均采用湿式钻眼,必须使用水炮泥,防尘管路必须随头面推进及时延伸,每班开钻前,对巷道两帮及碛头进行洒水降尘,坚持使用水炮泥,水炮袋及封泥的填塞满足规定要求,装煤矸前进行喷雾洒水。
2、个体防护:
每个作业人员必须配戴好防尘口罩。
3、合理供风,做到碛头有效风量满足需要且风速适中,回风流及上山装煤点要安装喷雾装置净化风流。
并根据作业产尘情况随时进行调节,保证降尘效果。
4、井下巷道定期清扫、冲洗,防止煤尘积聚。
5、井下矿车保持完好,防止漏煤。
五、循环图表和劳动力组合
1、普通循环表
作业内容
时间(分)
循环时间
60120180240300360420480
交接班及安全检查
30
打眼
60
装药、联线、放炮、通风
60
掏煤、运输
210
支护或临时支护
90
钉道
30
2、劳动组织表
工种
人员
配备
早
班
中
班
工作内容
瓦检员
2
1
1
负责检查瓦斯
安全工(兼)
2
1
1
负责检查安全、支护
班长(兼)
2
1
1
负责检查安全、安排人员
打眼装砂工
8
4
4
负责打眼装砂平巷运输钉道
放炮员
2
1
1
负责放炮
合计
12
6
6
六、管理制度
1、班前会制度
当班工作人员入井前必须开好班前会,不参加者不准入井,开会前班长或队长必须到调度室了解上一班的安全生产情况及存在的问题,开会时向当班的每个职工交待清楚,并安排到人头,以保证当班绝对安全地保质保量完成生产任务。
2、施工制度
各班应在规定的时间内完成规定的工作量,不得影响下一班工作,以保证下一个循环的正常进行。
所掘进巷道必须符合质量要求,本班隐患必须在本班时间内处理完,确因特殊情况不能解决的必须向调度室和下一班现场交接清楚,各班之间要相互协作、配合,共同完成全队生产任务,确保全矿安全生产任务有计划的完成。
3、交接班制度
各班工作结束,应将本班的安全生产情况向调度室或与下一班在现场交接班,必须清楚并有记录,做到上不清下不接,对遗留的问题提出处理意见。
各班排班前班长必须到调度室了解情况,并接受任务单,否则不予排班。
4、安全制度
当班安全员对当班工作区域的安全监督工作负责,当班班长对当班的安全负责,队长对全天的安全负责,各工种作业人员应对本工种的安全负责,作业人员发现不安全因素时,有权利和义务向当班班长提出,并经处理安全后方能作业,班长必须及时安排或现场亲自处理,处理完毕后才能重新作业。
5、工程质量验收制度
工作结束后,各班必须按照标准化和《作业规程》的要求进行自检,不合格的应立即整改,保证工程质量合格,当班质检员在验收时必须严格工程质量,坚持工程质量的日常监督,月终验收,每次验收由矿有关部门派人参加,发现问题必须及时整改,未整改完成不验收。
安监、技术持周检和不定期检查,发现不合格的要督促及时整改,队长对全队工程质量负主要责任。
6、机电设备保养制度
(1)、电器设备实行挂牌管理,专人负责,持证上岗。
(2)、检修机电设备时,必须做到断电作业,坚持谁断电谁送电的原则。
(3)、严禁使用失爆电器设备,电器设备的各种保护装置必须齐全,灵敏可靠。
(4)、所有电器设备应放置在支护完好,无淋水的地方,保证通风良好,电缆悬挂整齐。
(5)、井下低压馈电线必须装设检漏保护装置或有选择性的漏电保护装置,保证自动切断漏电的馈电线路。
(6)、值班电工每班必须对低压检漏装置的运行情况进行1次跳闸试验,严禁强制性送电,甩开漏电保护。
(7)、煤电钻必须使用综合保护器装置,每班使用前,必须对煤电钻综合保护装置进行1次跳闸试验。
七、机电设备配备表
序号
名称
型号规格
单位
容量
数量
1
轴流式风机
YBT42-2
台
(5.5KW)
2
2
空气压缩机
W-2.6/5
台
2.6m3/min
2
3
电煤钻
M2-1.2
台
1.2KW
2
4
综合保护器
BZ-2.5
台
1
5
瓦电闭锁
台
1
6
磁力开关
QBD-60
台
3
7
甲烷传感器
KJ90
个
2
8
磁力开关
QBZ-200
台
1
9
磁力开关
QBZ-80
台
2
八、供电系统图(附图)
九、主要技术经济指标
序号
项目
单位
指标
序号
项目
单位
指标
1
掘进断面
m2
10.5
10
出勤率
%
90
2
净断面
m2
7.9
11
循环出矸量
车
20.27
3
炮眼利用率
%
90
12
循环出煤量
车
2.2
4
单班循环个数
个
1
13
炸药单耗
Kg/m
7.59
5
正规循环率
%
90
14
电管单耗
个/m
8.9
6
循环进度
m
1.8
15
坑木消耗
m3/m
0.20
7
日进度
m
3.6
16
掘进工效
m/工
0.26
8
月进度
M
90
17
所需风量
m3/min
187
9
在册人数
人
14
十、施工技术措施
(一)各班作业前必须翻延腰线,否则禁止开钻。
(二)腰线碛头距离不得大于30米。
(三)在掘进过程中应不断探索打眼技术和适合本矿的炮眼布置方法和参数。
(四)作业时,必须严格按腰线控制巷道的方向和坡度,遇地质构造不能满足巷道断面时应将底板传一部分,以满足巷道设计断面,必要时可破顶板,但必须增加支柱数量,支护打紧打牢。
(五)装药前,对装药地点及附近的顶板进行彻底检查和清刁,对临时支柱进行加固。
装配起爆药时,必须在顶板完好、支架完整、避开电气设备和导电体的爆破工作地点附近进行;装配数量必须以当时当地需要的数量为限。
(六)装药结构及技术要求
(1)一律采用正向装药,药卷和雷管的聚能穴一致,均朝向眼底。
(2)装药前,放炮员应用掏勺将炮眼内的煤粉或岩粉清理干净。
装药时,应用木质或竹质炮棍将药卷轻轻地推入眼底,用力要均匀,不得强力冲击,但要使药卷间密实接触。
引药必须最后装入炮眼,装引药时其聚能穴应朝向眼底,要一手推引药,一手拉直脚线,但不得损伤脚线。
填炮时应一手拉脚线,一手填炮泥,慢慢用力轻捣压实。
眼孔填够炮泥后,要将脚线扭结,并盘放在眼口,不得拖在炮眼外。
炮眼封泥应采用水炮泥。
装填水炮泥时,应先紧靠药卷填上0.03~0.04米的炮泥,然后装水炮泥,外端再填以炮泥。
封泥应采用不燃性的粘土,严禁用煤粉、块状材料或其它可燃性材料作炮眼封泥。
封泥长度不得小于0.5米,严禁裸露爆破。
(七)联线方式
采用全部炮眼大串联的联线方式,整个工作面一次性起爆。
联线时必须将雷管脚线的接头刮干净并扭结牢固,和放炮母线联接前,要先检查母线是否有电,如有电,一定要查明原因,彻底排除杂散电流的干扰,然后才能联线。
,随用随挂,不得使用固定爆破母线,联线前远离碛头的放炮母线应扭结在一起,以防杂散电流经母线而形成通路,联线只准放炮员一人操作。
(八)放炮时,放炮员必须最后离开爆破地点,并必须在安全地点起爆,放炮员应先测试通电回路,如无任何问题,然后把钥匙拧至“充电”位置,待充电完毕再将钥匙拧到“放炮”位置进行放炮。
(九)放炮后,必须将钥匙拨出,摘掉母线并扭结成短路,发爆器的钥匙必须由放炮员随身携带,严禁转交他人,如通电拒爆要等足15分钟,方可沿线检查,查明原因后,再进行启爆。
(十)发现瞎炮应及时处理,如瞎炮是由于联线不良或错联造成,可重新联线起爆;否则,应在距瞎炮0.3m处打一平行炮眼,重新装药放炮。
(十一)巷道的工程质量必须符合以下标准
巷道宽度误差±100mm,巷道高度误差±50mm;
巷道上帮伞岩不得超过帮脚±200mm
十一、施工安全措施
(一)顶板管理
1、每次进入工作面时,首先由班组长对碛头到回风段巷道的顶、帮进行一次全面的检查,严格执行敲帮问顶制度,刁放危岩活矸。
检查时必须由外向里逐步进行,待处理好隐患后方准作业人员进入工作区域工作。
2、所掘巷道必须及时支护,缩短空顶时间,在掘进时根据顶板情况打好临时支护,永久支护距碛头不超过2米,且永久支护要符合质量标准化标准。
临时支护应尽量打拢碛头,特殊情况下,在煤质坚硬、结构力强、顶板完整、无片帮、冒顶安全威胁时,临时支护与碛头可保持一定的距离,但不得超过0.6m,作业过程中必须将伪顶放掉,若暂时不能放掉的,则必须及时作好临时支护,严禁空帮、空顶作业。
3、掘进时,无特殊地质构造的,不得留设顶煤。
在煤层不能满足断面时,破底不破顶,如必须留顶煤,必须背护严实。
4、采用锚杆支护,支护后净宽高必须满足设计要求,顶板破碎时根据现场情况缩小柱、排距并加设金属网接顶。
支护要与掘进度并进,若未到位时,必须架设临时支护。
5、每次放炮必须待工作面炮烟吹散后,班组长、放炮员、
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