22606工作面3号煤底抽巷作业规程.docx
- 文档编号:29329101
- 上传时间:2023-07-22
- 格式:DOCX
- 页数:36
- 大小:125.44KB
22606工作面3号煤底抽巷作业规程.docx
《22606工作面3号煤底抽巷作业规程.docx》由会员分享,可在线阅读,更多相关《22606工作面3号煤底抽巷作业规程.docx(36页珍藏版)》请在冰豆网上搜索。
22606工作面3号煤底抽巷作业规程
编号:
GD/QC-7(04)-05
[2011]西山煤电官地矿
作业地点:
22606工作面3#煤瓦斯底抽巷
掘字第号
作业规程
编制:
张海瑞
施工单位:
掘进二队
施工负责人:
吴云飞
批准日期:
2011年2月
第一章概况………………………………………………………3
第一节概述………………………………………………………3
第二节依据………………………………………………………4
第二章地质概况…………………………………………………4
第一节井上下位置及四邻情况…………………………………4
第二节煤层赋存特征……………………………………………4
第三节地质构造…………………………………………………5
第四节水文地质情况……………………………………………6
第五节其它……………………………………………………6
第三章巷道布置及支护设计……………………………………6
第一节巷道布置…………………………………………………6
第二节矿压观测…………………………………………………6
第三节支护设计…………………………………………………7
第四节支护工艺………………………………………………12
第四章施工方法………………………………………………14
第一节施工方法………………………………………………14
第二节工艺流程………………………………………………15
第五章通风管理………………………………………………16
第一节风量计算及局部通风系统……………………………17
第二节安全监测、监控仪器仪表的布置……………………19
第三节综合防尘、灭尘设施的布置…………………………19
第四节防灭火设施的布置……………………………………20
第五节通风管理规定及措施…………………………………20
第六章运输方式及管理………………………………………21
第一节煤(矸)的装、转、运方式…………………………………21
第二节材料设备运输方式………………………………………21
第三节运输管理及措施…………………………………………21
第七章机电管理…………………………………………………22
第一节设备配置…………………………………………………22
第二节供排水系统………………………………………………23
第三节压风系统…………………………………………………23
第四节通讯及信号规定…………………………………………23
第五节机电设备管理及措施……………………………………23
第八章劳动组织…………………………………………………24
第九章煤质管理及措施…………………………………………26
第十章安全技术措施……………………………………………26
第一节分工艺安全技术措施……………………………………26
第二节特殊安全技术措施………………………………………27
第十一章灾害预防及避灾路线……………………………………28
第一节顶板事故预防措施………………………………………28
第二节预防瓦斯事故措施………………………………………29
第三节综合防尘措施……………………………………………29
第四节防水灾措施………………………………………………30
第五节防灭火措施………………………………………………30
第六节避灾路线及说明…………………………………………31
第十二章附件……………………………………………………32
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称
22606工作面3#煤瓦斯底抽巷
二、巷道用途
22606工作面3#煤瓦斯底抽巷用于抽放22606工作面瓦斯。
三、巷道布置
本工作面所掘巷道属中六采区巷道。
四、巷道设计长度、服务年限
(一)巷道设计长度
巷道名称
措施巷
3#煤瓦斯底抽巷
合计
设计长度
271.5m
1420m
1691.5m
备注
(二)服务年限
1、22606工作面3#煤瓦斯底抽巷服务年限
服务于22606工作面预计使用2年。
2、开工时间:
2011年3月1日
3、预计完工时间:
2011年9月3日
1691.5m/300m≈6(个月)
五、巷道布置平面图(见附图一)
第二节依据
一、经过审批的施工设计及批准时间
1、中六采区22606工作面3#煤瓦斯底抽巷掘进施工设计。
2、设计批准时间:
2011年1月13日
二、地质说明书
1、中六采区22606工作面3#煤瓦斯底抽巷掘进地质说明书。
2、批准时间:
2011年1月20日
三、矿压观察资料
参考本煤层中六采区22606工作面南三、南四、南五及22606工作面切眼有关矿压观察数据分析结论。
四、参考规程:
1、《井下各工种安全技术操作规程》。
2、《煤矿安全规程》。
3、《生产矿井安全质量标准化标准》。
第二章井上下位置及地质情况
第一节井上下位置及四邻情况
一、地表位置
22606工作面3#煤瓦斯低抽巷地面位于庙前山山梁,盖山厚度:
720~747米,平均约733米,地面无建筑物。
二、井下位置及四邻采掘情况
22606工作面3#煤瓦斯低抽巷井下位于中六采区22606工作面下部,东北相隔170米实体煤为22604工作面(正在回采);工作面西南侧及东南侧均为未采区。
地面标高:
1275-1556米,巷道标高:
1003-1041米。
第二节煤层赋存特征
1、煤层厚度:
3.37m,煤层倾角6°~15°。
2、该煤层结构复杂,为稳定可采煤层,靠上部含一层厚度为0.10-0.20m的泥岩夹石层。
3、煤(岩)层顶底板情况:
顶底板名称
岩石名称
厚度(m)
岩性特征
老顶
细粒砂岩
2.51
灰白色,以石英长石为主,暗色矿物次之,分选,磨圆中等,块状构造,交错层理发育,
直接顶
砂质页岩
2.41
灰黑色,上不含砂较多,下部较少,近水平层理发育。
伪顶
砂质泥岩
1.08
灰黑色,质不均,贝壳状断口,块状构造。
底板
细粒泥岩
3.35
深灰色,上部质不均,含植物化石碎片,块状结构,下部质较纯,参差状断口,颗粒较粗。
4、综合柱状图(见附图二)
第三节地质构造
1、褶曲:
22606工作面3#煤瓦斯低抽巷整体呈单斜构造,局部发育有小褶曲。
2、断层:
22606工作面3#煤瓦斯低抽巷北部南四、南五顺槽沿2#煤层施工时揭露一条落差2.6米的逆断层,切眼距南六顺槽40米处揭露一条落差为1.0米的正断层,对施工影响较大;从2#煤层揭露资料分析,预计该巷道施工过程中有可能揭露一些小的断层,对施工影响较小。
3、陷落柱:
22606工作面南五顺槽(3#煤瓦斯低抽巷开口处前方23米)施工时揭露陷落柱,南六顺槽口前204米处揭露陷落柱;从2#煤层揭露资料分析,预计该巷道施工过程中不受此陷落柱影响。
4、物探:
由坑透资料分析,巷道施工时将穿越E1、E2、E3异常区。
E3异常区经钻探验证为受Z6-28、Z6-20陷落柱影响,E1、E2异常区正在钻探验证过程中。
第四节水文地质情况
一、3#煤层老顶砂岩均为弱含水层,预计在掘进施工中,顶板会有淋滴水现象,遇断层及褶曲轴部淋水会变大,淋水在巷道低洼处汇集,对掘进施工有一定影响。
措施:
1、掘进施工中要加强观测顶板淋滴水情况,如巷道淋滴水或采空区涌水异常增大时,要及时汇报矿调度及有关部门进行处理。
2、掘进施工时要配备不小于30m3/h的排水设备,及时跟进,加强对巷道积水进行排放。
二、最大涌水量:
15m3/h,正常涌水量:
2m3/h。
第五节其它
1、瓦斯绝对涌出量:
1.60m3/min
2、煤尘爆炸指数:
17.27%
3、煤层自燃倾向:
不易自燃
4、问题及建议:
1)、直接顶泥岩性脆、易碎,应加强巷道顶板管理。
2)、施工过程中遇地质构造时,应严格按中腰线施工,并应加强巷道顶板管理。
第三章巷道布置及支护设计
第一节巷道布置
22606工作面3#煤瓦斯底抽巷属中六采区3#煤层,设计长度1420m,措施巷两段:
开口处161.5米,回返处110米。
采用矩形断面。
巷宽4.2m,高为3m。
第二节矿压观测
一、顶板离层仪监测
22606工作面3#煤瓦斯底抽巷巷道中心线每隔30m设一个顶板离层仪,巷道开口、贯通点均安设一个顶板离层仪,离层仪采用WBY-10型围岩变形指示仪,每5天观察一次顶板离层量读数,并做好记录进行分析、整理,上报相关部门,直至巷道施工完毕。
二、顶帮锚杆螺母拧紧监测
顶帮螺母拧紧力矩监测,每班由验收员负责用力矩扳手逐根进行初锚力验收,不合格锚杆必须立即补打,并做好验收记录。
三、顶锚杆初锚力监测
采用MSL-20型拉拔机,严格按《关于加强锚杆(锚索)支护巷道顶板管理的规定》和《生产矿井安全质量标准化标准及考核评级办法》等相关规定执行。
第三节支护设计
一、确定巷道支护形式
根据西官字01-9号钻孔柱状矿压观测资料分析,3#煤伪顶为泥岩1.08米,直接顶为页岩,厚2.41m,老顶为细粒砂岩,厚2.51m。
适合全锚支护。
二、支护参数设计
1.锚杆长度及直径的确定
(1)锚杆长度
顶锚杆通过悬吊作用,帮锚杆通过加固作用,达到支护效果的条件应满足:
L≥L1+L2+L3
式中:
L=锚杆长度m
L1——锚杆外露长度取0.1m
L2——自由长度(顶锚杆取免压拱高b,帮锚杆取煤帮破碎深度c)
L3——锚固长度(顶锚杆取0.8m,帮锚杆取0.6m)
普式免压拱高:
b=[B/2+Htan(45°-W顶/2)]/f顶
破碎深度:
c=Htan(45°-W帮/2)
式中:
B、H——巷道掘进宽度和高度,B=4.2m,H=3.3m(煤层厚度)
f——顶板岩石普氏系数,取3
W顶——两帮围岩内摩擦角,取40°
W帮——两帮围岩内摩擦角,取35°
b=[4200/2+3300tan(45°-40°/2)]/3=1166mm
C=3300tan(45°-35°/2)=1561mm
依据上式可得:
顶锚杆长L顶≥100+1166+800=2066mm
L帮≥100+1561+600=2261mm
依据验算结果和经验数据综合取值,所选锚杆长度:
L顶=2400mmL帮=2400mm
(2)锚杆直径选择
锚杆直径按杆体承载力与初锚力等强度原则P=∏d2q/4
锚杆初锚力Q取62KN;杆体承载力为P,q取835MPa
由P=Qd=9.72mm
选顶锚杆直径为φ20mm;选帮锚杆直径为φ20mm
2.锚杆初锚力的确定
(1)顶板围岩载荷估算
依据原煤炭部颁《缓倾斜、倾斜煤层回采巷道围岩稳定性分类方案》的规定,3号煤层回采巷道围岩稳定性属于Ⅲ类稳定巷道。
按普氏地压冒落拱理论,有:
Q=×2a×b×L
其中:
—直接顶容重,取=2.68t/m3;
a—跨度之半,a=1.8m;
b—冒落拱高度,b=a/f=1.8/3=0.6(m);
L—支架的排距。
按Ⅲ类稳定巷道锚杆支架密度建议为1.5~2.0根/m,间距取2.5m,取1.0m。
Q=2.68×3.6×0.6×1.0=5.79(t)=57.9(kN)
即作用在支架上的力约为58kN
(2)锚拉支架参数计算
为计算简便,我们以最不利的破碎介质顶板作为类型的设计依据。
拉杆相对于58kN的载荷和3.6m的跨度,显然是柔性杆件。
其最终变形形状是抛物线形,如图1所示。
图1拉杆最终变形形式
碎块部分的围岩可视为Ⅳ、Ⅴ类围岩,暂以Ⅳ类计,按有关资料,支架允许可缩量可达400~600mm,以500mm计。
此时,顶底板移近率为35%,若各以17.5%计,其移近量为3000(巷道设计高度)×17.5%=525mm,亦与500mm差不多,故顶板移近量选用500mm。
(a)以拉杆为对象(如图2所示)
由于结构的对称性,故可只考虑图中拉杆的左半部,如图所示。
采用一铰二等分拉杆模型计算锚拉支架参数。
即可视29kN的载荷作用在拉杆AC的水平距离的中点上,则有
其中:
H—拉杆在A点的拉力;
XA,YA—锚杆对拉杆的约束反力。
拉杆的最大拉力(A点或B点)为
(b)以锚杆为对象(如图2所示)
其中:
F—锚杆所需初锚力;
N—锚杆与孔口壁横向作用力;
μ—锚杆与孔口壁的摩擦系数。
根据有关试验资料,选用μ=0.35。
将μ,XA,YA代入上式得:
图2锚拉支架参数计算示意图
(c)锚杆的安全系数验算
锚杆所需初锚力为(安全系数为2.5)
24.5×2.5=62kN
3.锚拉支架支护设计
(a)锚杆初锚力的确定
由前述,锚杆初锚力为62kN。
(b)锚杆长度的确定
在跨度小于10m的矿山井巷工程中,可按下式确定锚杆深度(不包括锚杆外露长度)
其中:
B—巷道宽度,m;
K—巷道围岩稳定影响系数。
当围岩为三类中等稳定围岩时,K=1.0。
目前矿所使用的锚杆长度为2.4m,所以完全能够满足设计要求。
(c)锚杆排距
由前述,取1.0m。
(d)锚杆倾角
据现场经验和模型试验及理论研究结果,锚拉支架锚杆的倾角以45°~80°为最好。
为了打眼与安装方便,建议选用75°。
4.根据锚杆所能悬吊的重量校对锚杆间排距
悬吊岩体重量:
G=rL2a2
初锚力Q应能承担G的重量,Q>KG
a<(Q/krL2)1/2
式中:
a——锚杆间排距
Q——锚杆初锚力Q>50KN取62KN
K——安全系数取K=2
r——岩石的密度取26.8KN/m3(查表得)
L2——有效长度
a<[62/(2×26.8×0.836)]1/2≈1.18m
选锚杆间排距为:
900×1000mm
5.利用悬吊理论校核锚索间距
根据地质钻孔状分析,为防止巷道顶板岩层发生大面积整体跨落,用φ17.8×5200mm(锚入砂岩1000mm深)的钢绞线,将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于坚硬岩层中,按最大冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑。
此时,靠巷道两帮的锚索一起发挥悬吊作用,在忽略岩体粘结力和内摩擦力的条件下,取垂直方向力的平衡,可用下式计算锚索间距。
L=nF2/[BHγ-(2F1sinθ)/L1]
式中:
L——锚索间距,m
B——巷道最大冒落宽度,巷道取4.2m
H——巷道冒高度,按最大冒落高度取4.0m
γ——岩体容重26.8KN/m3
L1——锚杆排距1.0m
F1——锚杆初锚力62KN
F2——锚索极限承载能力取380KN;(实验数据)
θ——角锚杆与巷道顶板的夹角75°
n——锚索排数取2
代入计算得L=2.3m,通过上述计算,所选锚索参数满足设计要求。
6.利用FLAC软件优化支护参数
计算模型如下图:
经过计算,该方案顶板下沉量,两帮收敛量,底板上鼓量均满足要求。
第四节支护工艺
一、22606工作面3#煤瓦斯底抽巷断面支护
1、22606工作面3#煤瓦斯底抽巷支护图(见附图三)
循环进度2米,最大控顶距2.4米,最小控顶距0.4米。
若顶板不完整、破碎时循环进度1米,最大控顶距1.4米,最小控顶距0.4米。
2、最大控顶距、最小控顶距(见附图四)
主要技术指标表
名称
单位
指标
巷道断面
m2
12.6
巷道高度
m
3
巷道宽度
m
4.2
顶锚排间距
m
1×1.8
帮锚排间距
m
0.9×1
顶锚索排间距
m
1×1.8
槽钢钢带间距
m
1
循环进度
m
2
最大控顶距
m
2.4
最小控顶距
m
0.4
二、永久支护方式:
采用矩形断面,宽4200mm,高度3000mm。
顶板采用锚杆、锚索、槽钢钢带、钢筋网联合支护。
顶锚选用Ф20×2400mm螺纹钢树脂锚杆,每排布置5根,间、排距为900×1000mm,第一排1、3、5眼位用Ф17.8×5200mm钢绞线代替锚杆,第二排2、4眼位用Ф17.8×5200mm钢绞线代替锚杆交替施工掘进。
顶部排排安设槽钢钢带,槽钢钢带全长4000mm。
排排铺钢筋网,钢筋网采用Ф6mm的钢筋焊制,规格为宽×长=1100×2200mm。
钢筋网长边垂直于巷道走向铺设,钢筋网采用压茬搭接方式联接,搭接宽度为100mm,每隔200mm用12—14#联网铁丝联一扣,每扣至少拧3匝,接头向上,用锚杆钢带压紧。
两帮布置三排帮锚杆,帮锚杆选用Ф20×2400mm螺纹钢树脂锚杆,间、排距为1000×900mm,第一排距顶板400mm,排排安设钢筋钢带,铺钢筋网,钢筋网规格宽×长=1100×2200mm,采用搭接方式联接,搭接宽度为100mm,每隔200mm用12—14#联网铁丝联一扣,每扣至少拧3匝,接头向里。
两帮每隔2000mm各布置一根锚索,在中间眼用Ф17.8×4200mm钢绞线代替锚杆位置。
每根顶锚杆、锚索用MSCK2360和MSK2380各一卷锚固,帮锚杆用MSCK2360和MSK2380树脂药卷各一卷锚固。
循环进度2000mm,最大控顶距2400mm,最小控顶距400mm。
三、临时支护
临时支护:
施工过程中,前探采用两根长5.2米π梁,每根π梁用3个锁卡固定在工作面前三排牢固的锚杆下,。
四、开口措施
1、严格按地测科所定位置及中线开口施工。
2、在开口两三角处各打一根Ф17.8×5200mm锚索加强支护。
3、开口时必须多打眼少装药,保证开口成型完好。
4、放炮前将易崩坏的设备、电缆、监控线用废旧皮带盖好,以防崩坏设备。
五、支护要求
1、顶锚杆初锚力不得小于50KN(190N.m)。
2、帮锚杆初锚力不得小于50KN(171N.m)。
3、锚索预紧力不得小于100KN,抗拨力为223.8KN。
4、锚杆外露长度不少于2扣,不大于50mm,锚索外露长度不小于100mm不大于350mm。
5、顶板支护必须与工作面同步,不得超过最大控顶距。
帮锚杆可滞后工作面1排。
6、施工时,每隔50m打一8m深探眼,由地质科确定岩性,根据岩性再确定锚索长度,采取措施,加强顶板管理。
第四章施工方法
第一节施工方法
一、巷道贯通、过构造、水窝峒室、绞车峒、库房等零星工程施工另补安全技术措施。
二、施工方法:
22606工作面3#煤瓦斯底抽巷具备综掘条件。
采用EBZ-132掘进机割、装、运煤,并配合皮带、溜子出煤,跟顶跟底掘进,保证巷道高度3米,巷道高度大于3.5米时,跟顶留底煤掘进的施工方法。
第二节工艺流程
一、工艺流程
交接班处理隐患→延长胶带输送机(拉机尾)→割、装、运煤→处理隐患→临时支护→永久支护→接风水管、吊挂电缆→下一循环
在正规循环作业时,割煤和支护这两个主要工序在目前技术条件下只能顺序作业而无法平行作业。
为缩短循环作业时间,应尽可能地安排其他工序平行作业。
1、在掘进机割煤期间:
(1)准备帮锚杆和顶锚杆,帮锚索和顶锚索,药卷,螺母等。
(2)检修锚杆机具,延接风水管。
2、在顶、帮支护期间
(1)检修掘进机。
(2)处理运输环节的其他故障。
二、各工序要求
1、交接班处理隐患:
上班遗留问题必须在现场交接清楚,施工前及施工过程中,必须严格执行敲帮问顶制度,认真检查作业现场顶帮、支护、通风设施、瓦斯浓度等情况,发现问题,及时处理,否则不准施工。
2、延长皮带拉机尾:
先将皮带机尾及跑道下浮煤清扫干净,而后用声光信号联系皮带司机松开皮带绞车,用锚链配合U型环及螺丝将皮带机尾与掘进机后备套联好,用掘进机将皮带机尾拉到预定位置,加好皮带中间部分,再与皮带司机用声光信号联系涨紧皮带,试运转,调正皮带后,方可正常运转。
3、割、装、运煤:
掘进机必须由正副司机两人操作,一人开掘进机,一人观察顶帮及周围情况,割煤严格按掘进机“截割路线图”作业,严禁超欠挖,割够一个循环,掘进机退出工作面3-5m,并将截割头落地,盖好截割头安全防护罩,切断电源并闭锁掘进机。
4、处理隐患、临时支护
割煤完毕后,班组长及时进行敲帮问顶,用长柄工具处理危岩活石等不安全隐患,确认安全后,进行临时支护。
割够一个循环后,先处理工作面隐患,将两根前探π梁下的6个锁卡全部松开,由三人一套逐根将π梁推进工作面煤壁,两人一套将槽钢钢带及网移至工作面π梁上预定位置,锁紧锁卡,起前探临时支护作用。
依此随工作面掘进逐步前移。
临时支护期间必须有专人看护顶、帮情况,发现问题及时处理。
5、永久支护:
(1)打顶锚杆(锚索)采用MQT-120锚杆钻机,钻头使用φ30羊角钻头。
打眼前,必须由验收员划线定位,打顶锚杆由3人配合作业,一人操作锚杆机,一人换钻杆定眼位,一人递料,待钻杆定位后,再加快转速,气腿不宜升得太快,以防断杆伤人。
打锚杆必须严格遵循由外向里、逐排进行的原则施工,必须打一个眼、安装一根锚杆,树脂搅拌时间为35—45S,严禁空顶作业。
锚杆安装:
a.锚杆安装使用锚杆钻机
b.装锚杆前要检查锚固剂的有效期、颜色和手感柔软程度,如发现结块、发硬、破裂、变质、过期的药卷,严禁使用。
c.锚杆尾部套上搅拌连接装置,用锚杆杆体将锚固剂按先快速后慢速的顺序送入孔底,然后顺时针方向旋转,随搅拌推进,搅拌时间不少于30秒。
d.在树脂锚固剂安装时,应匀速升起钻机,避免过早将锚固剂包装袋顶破;当锚固剂被送入孔底之后,方可开动钻机进行搅拌,搅拌过程要速度均匀。
e.安装后,上好铁托盘,紧固锚杆,并用扭力扳手检查紧固力,紧固力不小于50KN。
f.锚杆露出螺帽不少于两扣,有托盘、无托盘≤50mm。
锚索安装:
锚索安装由3人配合作业,其中1人操作钻机,1人换钻杆定眼位,1人递料,作业人员必须协调配合,确保安全施工。
a.检查锚索孔深度和锚固剂质量。
b.用钢绞线将树脂锚固剂推入孔中,人工缓慢将钢绞线、锚固剂推到位。
c.将钢绞线套入搅拌钻杆后,利用锚杆机安装,使锚杆机顺时针旋转,搅拌时间不少于35秒。
d.15分钟内上好锁具,上锁具时,将涨拉装置套在钢绞线上,利用千斤顶对锚索进行预应力涨拉,达到100KN后停止。
涨拉过程中,人员不得站在锚索机下方,并要躲开高压管波及范围,以防崩管伤人。
(2)、打帮锚杆采用ZMS-30风煤钻,2人一套,打帮锚必须遵循“由外向里、先上后下”的顺序施工,必须打一个眼安装一根锚杆,并打一排锚杆紧固一排锚杆。
(3)、钢带安设:
顶眼打好后,钢带安设由6人配合作业,其中2人扶钢带,1人装树脂药卷,1人递料,1人操作钻机,1人指挥,作业人员必须协调配合,确保安全施工。
6、风水管、电缆吊挂
(1)风水管吊挂
压风、压水、排水管均由外向里一次安装到位,吊挂于风筒下侧,与电缆、信号线,监控线分帮吊挂。
每隔18m采用一套全封闭扁铁将风水管吊挂于顶锚杆上,三趟管子每隔6m用一个“S”勾连接,此工作由3人配合作业,其中2人抬水管、1人固定,吊挂高度不低于1.4m。
(2)电缆吊挂
电缆、信号线、监控线电话悬挂于另一侧顶锚杆下,每隔1m用电缆钩挂在钢丝绳上,钩上设电缆等线,此工作由3人配合作业,其中1人扶梯、1人递料、1人吊挂。
三、掘进机截割路线图(图五)
第五章通风管理
第一节局部通风系统及风量计算
一、局部通风系统
(1)新鲜风:
风峪沟进风井→正前大巷→中六区八斜坡→中六区轨道巷→22606工作面南六→局部通风机→22606工作面3#煤瓦斯
- 配套讲稿:
如PPT文件的首页显示word图标,表示该PPT已包含配套word讲稿。双击word图标可打开word文档。
- 特殊限制:
部分文档作品中含有的国旗、国徽等图片,仅作为作品整体效果示例展示,禁止商用。设计者仅对作品中独创性部分享有著作权。
- 关 键 词:
- 22606 工作面 号煤底抽巷 作业 规程