综采作业规程.docx
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综采作业规程
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
4104采煤工作面位置及井上下关系,见表1
水平名称
本煤层单一水平开采
采区名称
本煤层设计为一个采区
地面标高
最低978,最高1190
底板标高
870--949
地面相对位置
工作面对应地表,位于西山里村北面。
回采对地面的影响
地表为第三、四纪黄土覆盖,地表面貌不太复杂,采动影响将会造成土地裂缝,影响耕种。
位置及相邻关系
4105采煤工作面位于井田中部,西北面是4103工作面采空区,西南与运输大巷、回风大巷相依。
走向长度/m
150
倾向长度/m
837
面积m2
125550
表1
第二节煤层
4104采煤工作面开采煤层情况,见表2
表2
煤层厚度m
1.4-1.8
煤层结构
简单
煤层倾角
3°--7°
开采煤层
4#煤层
煤种
低—低中灰、特低-低硫焦煤
稳定程度
较稳定
煤层情况描述
煤层为东西走向,南北倾向,煤层中部普遍含一层夹矸
第三节煤层顶底板
4104工作面煤层顶底板岩性:
顶板为泥岩、砂质泥岩,少数为砂岩;底板为泥岩、砂质泥岩。
附工作面煤层综合柱状图
第四节地质构造
该工作面地质构造简单,从顺槽开口到切眼方向煤层有变薄趋势,赋存较稳定,属于近水平煤层。
该煤层中部普遍含一层夹矸,岩性为泥岩和炭质泥岩。
根据本矿地质资料及前期开掘顺槽时观察预计该工作面不会出现大的断层及其它地质构造。
第五节水文地质
根据本工作面开掘顺槽时观察,工作面水文地质条件简单,顶板无淋水,根据地质资料、地形情况不会发生涌、突水现象。
第六节影响回采的其它因素
2008年瓦斯等级鉴定:
绝对瓦斯涌出量0.34m3/min,相对瓦斯涌出量1.63m3/t,为低瓦斯矿井。
根据山西省煤炭工业局综合测试中心提供的检验报告,现采4#煤层煤尘具有爆炸性,火焰长度50mm,岩粉用量60%,吸氧量0.6942cm3/g,自燃等级为II类,属自燃煤层。
第七节储量及服务年限
一、储量
4104工作面倾向长837m,走向长150m,可采倾向长797m,(留设40m大巷保安煤柱),煤层计算煤量厚度平均1.1m,容重为1.35t/m3,工作面回采率为97%,则:
工作面储量=837m×150m×1.1m×1.35T/m3≈186442T
回采煤量=797m×150m×1.1m×1.35T/m3×97%≈172206T
二、工作面服务年限(月工作日28天)
服务年限=开采推进长度/设计月进长度=797÷100.8≈8个月
第二章采煤方法
第一节巷道布置
41043工作面位于采区中部,布置在运输大巷东北部;工作面由北向南开采,停采线位置距运输大巷40m。
一、工作面运输顺槽
运输顺槽沿工作面倾向布置,巷道从运输大巷813米处开口,以方位角48。
54,30,,沿顶板起底掘进。
巷道规格(净宽4.0m×净高2.3m),采用锚网(索)支护,锚杆间、排距0.9m;锚索布置两排,间距3.6m、排距1.8m。
该顺槽设计为机轨合一,担负工作面原煤、设备运输和进风、行人任务。
二、工作面回风顺槽
回风顺槽沿工作面倾向布置,巷道从运输大巷660米处开口,以方位角48。
54,30,,沿顶板起底掘进。
巷道规格(净宽3.0m×净高1.8m),采用锚网支护,锚杆间、排距0.9m。
该顺槽主要用于工作面回风,并担负工作面行人及材料运输任务。
附工作面及巷道布置图
三、工作面开切眼
工作面切眼净宽5.3米,净高2.2米,沿顶起底掘进,采用锚网(索)支护,锚杆间、排距0.9m,每排共6根;锚索间、排距4.5m×1.9m。
用于工作面综采设备的按装。
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
1、本工作面采用倾向长壁后退式开采;全部垮落法控制顶板的综合机械化采煤方法。
2、采高:
该工作面煤层总厚度平均1.6m,煤层中夹矸平均厚50cm;一次采全高1.6m。
3、落煤装煤方法:
工作面采用MG2×65/312—WD型交流电牵引双滚筒采煤机落煤,前滚筒割顶煤,后滚筒割底煤,滚筒自旋使其截齿将煤破碎,装煤依靠机组螺旋筒和铲煤板相配合自动将煤装入溜子内。
支架底座及架间浮煤由人工用铁锹攉入煤溜内。
4、进刀方式:
端头斜切进刀长度为25-30m,截深为0.6m。
二、工艺流程
采煤机斜切进刀----割煤----移架----推溜----清浮煤
1、斜切进刀割煤
以溜头为例,采煤机在溜头割通之后,前滚筒割顶煤,后滚筒割底煤,向尾沿输送机弯曲度逐渐切入煤壁,进入直线段(即其前后滚筒全部切入煤壁达0.6m)后,停止采煤机、刮板输送机、转载机,支架前移,将溜子推直,对调滚筒,采煤机向头割煤。
待割通后,对调滚筒,采煤机反向正常割煤。
(采煤机双向穿梭式进刀,机尾进刀方式同机头)。
附采煤机进刀示意图
2、移架
采用及时支护,邻架操作,顺序移架方式,滞后采煤机后滚筒15m逐架前移,支架初撑力不得小于3090KN。
3、推溜
⑴推溜滞后采煤机后滚筒15m以外操作支架操纵阀进行。
溜子弯曲段不得小于15m,弯曲度不得超于3°,推溜步距为0.6m,推溜时要平稳,并随时调整,使溜子处于平、直、稳状态。
⑵推移运输机机头、机尾:
推移运输机机头、机尾必须在运输机停机闭锁情况下用回柱绞车配合支架进行。
首先检查作业地段周围顶板、煤帮及端头维护情况,处理一切不安全隐患,并清理干净煤帮侧浮煤。
推移时要有专人指挥,作业人员必须站在安全区域,将溜头、溜尾推移到位。
附:
采煤机技术参数见表3
表3
装机功率kw
311.5
牵引功率kw
22
牵引方式
交流电动牵引
牵引形式
摆线轮销排
采高范围m
1.1-2.0
滚筒直径m
1.1
滚筒转速r/min
69.78;57.49
截深mm
600
截割功率kw
4×65
牵引速度m/min
0~7.07
泵站功率kw
7.5
牵引力KN
306.2
摇臂形式
整体弯摇臂
摇臂长度㎜
1805
调速方式
机载交流变频
供电电压V
1140
整机重量t
18.6
适应煤层硬度
f≤4
第三节设备配置
4104采煤工作面机械设备及其它设备,见表4
表4
设备名称
型号
数量
功率
长度
采煤机
MG2×65/312-WD
1
311.5KW
工作面刮板输送机
SGZ-630/264
1
2×132KW
152m
转载机
SZZ-630/75
1
75KW
30m
回风顺槽调度绞车
JD-1.6
2
25KW
回风顺槽调度绞车
JD-1
1
11.4KW
回风顺槽回柱绞车
JH-14
1
18.5KW
运输顺槽回柱绞车
JH-14
1
18.5KW
运输顺槽调度绞车
JD-1.6
1
25KW
支架
ZY3500/10/20
94
端头支架
ZYG3800/12/22
6
单体液压支柱
DW2.5/300/100
132
皮带输送机
DSJ80/40/2×40
1部
80KW
812m
П型梁
DFB3000/300
34
乳化泵
BRW-200/31.5
2
125KW
破碎机
PCM/90
1
90KW
第三章顶板控制
一、顶板管理方法
本面采用综合机械化采煤方法,采空区自行垮落法管理顶板。
二、支护方式
本面采用94架ZY3500/10/20型两柱掩护式液压支架和头尾各3架ZYG3800/12/22掩护式过渡支架管理顶板。
1、支架说明
ZY3500/10/20型两柱掩护式液压支架:
支撑高度1.0-2.0m,支架长度4.45m,宽度1.43m,工作阻力3500KN,初撑力3090KN。
ZYG3800/12/22两柱掩护式过渡支架:
支撑高度1.2-2.2m,支架长度5.1m,宽度1.43m,工作阻力3800KN,初撑力3090KN。
2、支架强度校核
⑴工作面采高平均1.6米,8倍采高厚度12.8米。
⑵顶板岩性以泥岩、沙质泥岩为主,岩石容重取2.5t/m3,每平方米顶板压力按8倍采高计算为:
F顶=1.6×8×2.5=32t/m2
⑶液压支架额定工作阻力为3500KN=357.14t,液压支架的支护面积为:
S=最大控顶距×支架中心距=3.78×1.5m=5.67m2
液压支架的支护强度为:
F支=357.14t÷5.67m2=62.98t/m2
由以上计算可知:
F支>F顶,液压支架的支护强度符合要求。
3、基本支架形式
工作面由100架两柱掩护式液压支架管理顶板,支架中心距1.5±5㎝,端面距0.15m,最大控顶距3.78m,最小控顶距3.18m,放顶步距0.6m,工作面液压支架实行编号管理。
附工作面支护平面布置图
4、端头支护
采用矿用单体液压支柱与3mП型钢梁一梁三柱支护。
⑴、进风顺槽距1#支架外沿0.5m处支设两架跨溜抬棚,棚间距1.0-1.5m,靠转载溜内侧平行于跨溜棚支设另一架。
⑵、回风顺槽距100#支架外沿0.5m处支设两架跨溜抬棚。
靠邻帮0.5m平行于跨溜棚支设另一架。
溜头、溜尾移过后,确保始终有一架完整的跨溜抬棚。
5、落山角的顶板管理及放顶工艺
⑴、顶板管理:
工作面进、回风落山角均支设双排密柱切顶,柱距0.3m,排距0.5m,两端密柱间留有0.5m的安全出口,每根单体柱上戴φ16㎝/2*25木帽,每根单体柱必须升紧支牢,顶板压力大时用“井”字形木垛加以支护。
⑵、放顶工艺:
放顶前,首先将放顶地点的杂物清理干净,保证退路畅通,放顶时必须由3人配合进行,责成一名有经验的老工人观察顶板,并停止工作溜和转载溜的运行且闭锁其开关,靠放顶地点的5架液压支架严禁卸载降架。
锚杆巷道在放顶前由里往外将螺丝、托帽拧下,锚索支护地段,放顶前使用退锚机对锚索进行退锚,放顶后要求落山侧切顶密柱与支架切顶线放齐。
6、顺槽管理
⑴、超前支护:
回采过程中,两顺槽始终超前工作面20m加强支护,采用2.5m矿用单体液压支柱配合3mП型钢梁,一梁三柱顺巷抬棚支护。
运输顺槽靠转载溜外侧支设一排,距采煤帮50㎝支设另一排,柱距为1.2m、排距为1.5m。
回风顺槽距两煤帮50㎝各支设一排,柱距为1.2m,排距为2m。
⑵、煤邦锚杆和金属网的处理
①、两巷煤邦采用竹锚杆、木托板与金属网配合支护。
靠工作面侧的木托板及网,每天由检修班或出煤班的端头维护工集中时间拆除,拆除的距离自煤壁起最大不超过平均一个圆班的推进距离,若煤壁片帮严重、有断层、顶板破碎时,适当减小拆除距离。
②、拆除托板前,应仔细观察顶帮情况,坚持“敲帮问顶”制度,当发现有离层或片帮时,及时用长柄工具处理掉。
③、拆除顺序:
由下而上、由里往外,使用脚手架时,要由专人扶持,防止滚落的煤块、矸石推到脚手架伤人。
④、采煤机割到机头或机尾时,其他人员全部躲到远离滚筒5米以外,以防甩出物料伤人,若发现锚杆和网等物料时,要停机停溜闭锁,切断电源,打开采煤机隔离开关,用长柄工具将物料钩出,严禁空顶作业。
⑤、拆卸、捡出的锚杆等物料,必须及时外运,分类码放在指定地点,严禁锚杆及网等物料进入煤流系统。
7、备用支护材料:
进风顺槽距工作面50-60米处,回风顺槽距工作面30米处均备有:
φ14cm×2.5m优质松木20根,2.5m单体柱15根,φ16㎝/2×25㎝半圆木100块,3.0m∏型钢梁15根,分类码放整齐,并挂牌表明。
8、矿压观测:
①、工作面每隔5台支架安设一个矿用数字压力计,(1#和100#支架必须安设)每隔3天由技术科对支架压力值进行收集。
②、每隔3天由安监科对两巷超前支护进行压力测定,每次测单体柱不少于5根。
③、每班由队兼职矿压工对工作面情况进行宏观观测,包括煤壁片帮、支架支柱压缩、顶板冒落情况、泵站压力都做详细记录。
④、技术科、安检科对压力值统一汇总、分析判断,总结顶压变化规律,并及时反馈矿领导及队组。
9、工作面初采放顶管理
①、初采初放期间,每班必须有队干部人员现场跟班指挥。
②、直接顶未冒落之前除按上述要求正规支护外,特别要在落山侧切顶密柱上支设戗柱,每排切顶密柱支设5根戗柱,与切顶密柱形成15°倾角撑紧支牢。
③、加强工作面两端头及超前顶板支护。
④、当采宽达10m顶板未冒落时,每班设专人观察顶板变化情况,保证顶板冒落的悬顶距离。
⑤、初采初放时应制定详细的初采初放安全技术措施。
10、工作面收尾措施:
①、工作面推至距停采线15米时,将工作面采高控制在2.0m,顶板铺设双层金属网,金属网搭接不小于15㎝,接头用细铁丝拧紧,为回撤工作做准备。
②、工作面推至距停采线3.5米时,支架不再前移,支架推拉杆与运输机全部分离并收缩回去,用单体液压支柱推移工作面刮板输送机,推进6个循环,顶板采用锚网(索)支护。
③、工作面收尾期间必须有矿级领导跟班指挥,加强工程质量管理,保证安全生产。
④、工作面收尾时应制定详细的安全技术措施。
第四章生产系统
第一节通风
1、通风系统
新鲜风流:
主斜井→运输大巷→工作面运输顺槽→工作面
污风流:
工作面→工作面回风顺槽→4104工作面风桥→回风大巷→总回风巷→回风立井(附通风系统示意图)
2、风量计算
(1)按瓦斯涌出量计算
Q=q瓦×100×K=0.12×100×1.5=18m3/min
式中:
q瓦---采煤工作面绝对瓦斯涌出量0.12m3/min;
K---瓦斯不均匀涌出的备用风量系数;
0.12m3/min数值根据2009年度瓦斯等级鉴定得来。
(2)按同时工作的最多人数计算
Q=4N=4×30=120m3/min
式中:
N---同时工作的最多人数
(3)按采煤工作面气象条件计算
Q采=Q基本×K采高×K采面长×K温
Q采---采煤工作面需要风量m3/min
Q基本---不同采煤方式工作面所需的基本风量m3/min
Q基本---工作面控顶距×工作面采高×60×适应风速×70%
K采高---工作面采高系数(采高1.6,采高系数1.0)
K采面长---工作面长度系数(采面长为150m,采面长系数1.0)
K温---工作面温度与对应风速系数(工作面温度20℃以下,对应风速1.0m/s)
Q基本=3.78m×1.6×70%×60×1.0m/s≈254m3/min
Q采=254m3/min×1.0×1.0×1.0≈254m3/min
(4)按工作面温度计算
经实测,我矿工作面温度在20℃以下,计算时,风速取1.0m/s。
Q采=60×V×S×K
V---采煤工作面适宜风速;
S---最大通风断面;
K---采煤工作面长度对应风量系数,取1.0
Q采=60×1.0×6.048×1.0≈363m3/min
根据我矿工作面实际供风情况,计划给工作面配风420m3/min。
风速验算:
按最低风速验算采煤工作面的最小风量
Q采≥60×0.25×6.048≈91m3/min
按最高风速验算采煤工作面的最大风量
Q采≤60×4×6.048≈1452m3/min
故计划配风量符合规定
第二节运输
工作面设备及材料采用调度绞车和平板架子车运输。
1、运煤系统:
工作面刮板(SGZ630/264)→转载机(SZZ630/75)
→顺槽皮带(DSJ80/40/2×40KW)→运输大巷皮带(DSJ80/40/2×40KW)→转载小皮带→煤库→主斜井皮带(DSJ100/63/2×75)→地面
2、运料系统:
地面→主斜井(JTP-1.2绞车)→运输大巷(JD-1.6绞车)→回风顺槽(JD-1.6绞车)或运输顺槽(JD-1.6绞车)→工作面附运输系统示意图
第三节排水
1、水源
本工作面水主要来自各转载点的喷雾洒水和清洗巷道。
2、排水系统
该工作面进、回风顺槽均为上山巷道,运输顺槽的水自流到运输大巷小水仓(容量4m3)。
小水仓配设2寸自吸排污泵(型号50ZW15-30,电机功率3KW)排水,经运输大巷排至主水仓。
回风顺槽在低洼处设置了一个容量1.5m3小水仓,小水仓配设2寸自吸排污泵(型号50ZW15-30,电机功率3KW),将积水抽至运输大巷小水仓。
主付水仓总容量210m3。
水泵房安装三台D46-50×4多级离心水泵,配设3寸钢管。
一台运转、一台备用、一台检修,工作和备用水泵的总能力能满足矿井最大涌水量的要求。
3、排水路线
临时小水仓→运输大巷→主水仓→主斜井→地面
第四节供电
一、供电系统
工作面及顺槽内所有设备用电,均来自井下中央变电所内。
工作面高压供电选择MYPTJ8.7KV/10KV3×50mm2+3×16mm2+TS电缆(1000m)由中央变电所PBG-100/10高压开关直供到4104运输顺槽设备列车移动变压器(KBSGY-630-10/1140)一侧,再引至回采工作面KBZ-400/1140(660)总开关向工作面设备供电。
附供电系统示意图
第五节通信、照明
一、通信系统:
工作面机头处和每部输送机机头各设电话一部。
二、照明系统:
工作面支架照明灯每10架安设一盏,共设15盏,扩音电话每10架安设一部,共计15部,各转载点均安设照明灯1个。
第五章劳动组织主要技术经济指标
一、作业方式
采用“三八”制作业,二班生产,一班检修。
每班3个循环,循环进度0.6米。
附工作面正规循环图表
第一节劳动组织
1、工作面人员配备,见表6
表6
工种
8点班(检修班)
16点班
24点
队长
1
1
1
代班长
1
1
1
采煤机司机
2
2
皮带司机
1
1
工作面刮板司机
1
1
转载刮板司机
1
1
支架工
1
2
2
推溜工
2
2
泵站司机
1
2
2
端头、超前维护工
4
6
6
电工、维修工
3
2
2
瓦斯员
1
1
1
安全员
1
1
1
合计
13
23
23
2、主要技术经济指标,见表7
表7
序号
项目
单位
数量
备注
1
工作面长度
m
150
2
煤层有益厚度
m
1.1
平均厚度
3
容重
t/m3
1.35
4
循环进度
m
0.6
5
循环产量
t
130
净煤产量
6
日循环个数
个
6
7
日产量
t
780
净煤产量
8
月进度
m
100.8
9
回采工效
t/人
16.96
10
回采储量
t
172206
11
可采期
月
8
12
坑木消耗
m3/万吨
10
13
乳化液消耗
Kg/万吨
267
14
截齿消耗
个/万吨
30
15
支柱消耗
根/万吨
1
16
П型梁消耗
根/万吨
1
第六章煤质管理
一、煤质指标和要求
回采期间受采高及煤层结构等因素影响,要求尽量减少矸石进入正常煤流。
二、提高煤质的措施
1、采煤队成立煤质管理领导组,以队长为核心,各管理人员全部参加,提高全员煤质意识,加强产品的质量管理。
2、机组割煤过程中,严禁割破顶底板。
3、各转载点必须开机洒水,停机停水,以免增大煤的水份。
第七章安全技术措施
第一节一般规定
一、工作面安全制度
1、开工前,由采煤技术员负责,将本规程、《煤矿安全规程》中的有关规定向职工详细贯彻,并进行考试,考试合格后,方可上岗作业;考试不及格人员必须补考;规程贯彻及考试成绩均要登记在规程贯彻记录本上。
2、本工作面工程质量参照《综合机械化采煤工作面标准化标准》执行。
二、安全技术措施
1、必须保持两平、一净、无漏液、两畅通。
两平:
顶、底板平;一净:
所有的液压设备无漏液现象;两顺槽安全出口畅通。
2、工作面必须挂“正规循环作业图表”牌板和“工作面避灾路线图”牌板。
3、设备要挂标志牌板、责任牌板。
三、交接班制度
严格执行交接班制度。
上班遗留问题必须向下班交接清楚;本班人员接班后,除对遗留问题进行核实外,还必须对安全出口、工业卫生等进行检查,有问题及时进行处理。
第二节顶板管理
一、支护要求
1、同一回采工作面,不使用不同类型或不同性能的支护材料。
2、回采工作面杜绝使用损坏失效的支柱和顶梁,入井前必须进行检验和受压试验,检修合格后方可使用。
3、回采工作面必须有足够的备用支柱、顶梁、圆木等。
4、回采工作面必须按规定及时支护,严禁空顶作业。
5、严格执行敲帮问顶制度,开工前班组长、安全员对工作面全面检查,确认无危险、无隐患才能进入工作面。
每个工作人员必须认真对工作地点的顶板、煤壁、支护等安全情况进行检查,发现问题立即采取措施进行处理。
二、冒顶、片帮处理方法及措施
1、如果顶板破碎,必须立即加强支护,即采煤机后滚筒割过后,应及时移架。
超前支护必须打足,顶梁与顶板之间必须背实,所有支柱必须完整,支设牢固,严禁有缺梁缺柱等现象。
2、两顺槽冒落的空顶部分,必须用木料接顶,即在顶梁上打“井”字形木垛接顶承压,并要防止瓦斯积聚。
3、当工作面过断层时,除加强支护外,根据实际情况另补专项安全措施。
第三节一通三防与安全监控
一、通风管理措施
①为该工作面服务的通风设施必须保持完好。
②工作面进、回风巷必须保证通风断面,严禁杂物堆放阻挡风流,影响工作面通风。
③主扇停风时,工作面及两顺槽人员迅速撤至运输大巷出井,撤离前及时切断两顺槽及工作面内电源,并汇报调度室。
恢复通风前必须有瓦斯员检查瓦斯含量,确认安全后人员方可入内作业。
二、综合防尘
1、防尘管路系统
①地面静压水池→主斜井→运输大巷→工作面运输顺槽、回风顺槽→工作面
②运输顺槽每一转载点设置喷头,每50m设一个“三通”,供消防洒水用。
回风巷距工作面30m处设置一处净化水幕,然后间隔150米再设置一处,回风巷共计6处净化水幕;运输顺槽每隔200米设置一处净化水幕,共计4处;采煤机自带喷雾装置,进、回风巷布设隔爆水袋,均采用吊挂式,水袋需设在直线巷道内,与风门的距离须大于25m,水袋排距为1.0m,水袋边与巷道壁、顶板之间的距离不得大于0.1m,并经常保持水袋的完好和规定的水量,每隔3天检查一次。
2、防尘措施
①采煤机内喷雾装置水压不得低于2Mpa,二次负压降尘装置(外喷雾)水压不小于8Mpa。
②工作面运煤系统各转载点必须安装喷雾洒水装置,且必须保证完好无损。
③生产情况下,回风巷必须保证有2道降尘水幕处于常开状态。
④必须用好机组喷雾降尘装置,无水和水压低时不许割煤。
⑤进风巷管路每隔50m设一“三通”,定期冲洗两帮及顶部煤尘。
三、防灭火
我矿现采煤层属自燃煤层,目前井下无火区,但制定有预防煤层自燃发火和防止火灾发生的措施。
我矿成立了防火组织机构;能够及时封闭采空区和盲巷,并加强观测;在回采工作面、回风立井安设温度、一氧化碳传感器;在巷道内定期喷洒石灰水;井下合理布置了采、掘通风系统,加强采空区密闭管理,最大限度地减少了回采工作面采空区漏风。
矿井地面静压水池、井下防灭火管路系统与防尘系统共用,防灭火管路系统完善。
采取的防灭火措施:
⑴进风井口未设置防火铁门,但有防止烟火进入井下的安全措施,井口附近20米范围内无明火。
井口每班设有专人负责
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