2306大采高工作面作业规程.docx
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2306大采高工作面作业规程
2306大采高工作面作业规程
1、工作面概况:
1.1工作面名称:
工作面名称为东二盘区2306大采高综采工作面。
1.1.1地面位置:
位于沟南村以南,上庄风井以东南。
1.1.2井下位置及四邻采掘情况:
西为2302工作面采空区,东南为郭庄小窑推测破坏区,北为2307工作面(已采)。
1.1.3回采对地面设施的影响:
1.1.3.1地面有两趟10KV输电线路:
小东山—王街,回采可能造成其倾倒或破坏。
1.1.3.2回采将造成地面土地轻度塌陷、裂缝。
1.1.3.3回采对地面设施造成的影响由地质部门按照土地复垦计划严格执行。
1.2工作面要素:
工作面走向长2484.2米,倾斜长220.3米,煤层平均厚度为6.36米,煤层倾角1—10度。
工业储量:
5081723.44吨,可采储量:
4726002.8吨。
1.3开采程序及所采煤层层号、采高、循环进度、循环方式、循环产量、日产原煤量及月产原煤量:
本工作面为3#煤一次采全高,工作面设计采高为6.2米,工作面沿底板推进,机头、机尾各10米随巷道顶底板平缓过渡。
循环进度0.865米。
根据本规程5.2回采工作面风量计算,遵循以风定产原则。
四六制作业(一个班检修,三个班生产),循环方式为生产班进4个循环,日进12个循环。
循环产量:
Q=Q1+Q2
Q1—割6.2米采高段一刀煤产量
Q2—割过渡段一刀煤产量
Q1=L*S*M*P
=(220.3-20)*0.865*6.2*1.46
=1568.34(吨)
Q2=L*S*M*P
=20*0.865*5*1.46
=126.29(吨)
过渡段采高取平均值:
5米
则循环产量
Q=Q1+Q2=1568.34+126.29=1694.63(吨)
日产量=Q*日循环数=20335.56(吨)
月产量=20335.56*30=610066.8(吨)
式中:
Q-循环产量,吨;
L-工作面倾斜长度
S-循环进度0.865米;
M-采高
P-煤的容重,1.46吨/米3
插图一:
2306大采高工作面示意图。
附图一:
2306大采高工作面井上下对照图。
2、地质及水文情况
2.1煤层构造特征:
煤体黑色,煤质疏松,破碎严重,含一层0.2m炭质泥岩夹矸。
煤的容重1.46吨/米3,煤质普氏硬度(f)2-3,盖山厚度262~391.4米。
2.2煤层顶底板岩石构造情况:
老顶:
中粒砂岩,灰白色,中厚层状,成份以石英、长石为主,含白云母,层厚4.7米。
直接顶:
砂质泥岩,黑色,质软有层理,局部具滑面,含植物化石碎片,层厚6.74米。
伪顶:
炭质泥岩,黑色,质软,随采掘脱落,含植物化石碎片,层厚0.3米。
直接底:
砂质泥岩,灰黑色,较致密,有层理,不坚硬,含白色矿物质,局部含砂质较多,层厚12.87米。
老底:
细粒砂岩,深灰色,中厚层状,成份以石英、长石为主,分选磨圆好。
上层有一层0.4米厚的煤层(即7#煤),层厚2米。
2.3地质构造情况:
总体为一西低东高的单斜构造,在此基础上发育了一系列小型褶曲(从西向东依次为背斜、向斜),造成煤层底板有小的波状起伏。
在23063、62、64巷掘进至42#—尾巷时出现煤层冲刷,在切眼、尾巷掘进过程中没有遇见,再根据抽放队钻孔资料分析,对工作面预计无影响。
2.4水文地质情况
水文地质条件较简单,工作面涌水来源主要为3号煤层上覆砂岩、粉砂岩等弱含水层裂隙水,随着回采推进,顶板垮落,裂隙水将渗入工作面,预计涌水量3—10m3/h。
工作面基本为下山回采,涌水将紧跟工作面,施工单位在回采前要备泵、打水窝、疏通排水线路,做好排水准备工作。
最大涌水量为0.17m3/min;正常涌水量为0.05m3/min。
2.5煤、瓦斯情况:
本工作面煤尘无爆炸性,煤无自燃倾向。
工作面回采时瓦斯绝对涌出量:
50m3/min,地温:
10-20°C,地压:
6.55—9.79Mpa。
3、采煤方法及巷道布置
3.1巷道布置:
3.1.1本工作面布置为三进两回布置方式,工作面顺槽沿煤层底板布置。
工作面北部为两条顺槽作为进风顺槽,靠近工作面的一条顺槽为23061巷,另外一条为23065巷。
工作面南部有三条顺槽,靠近工作面的一条顺槽为进风顺槽,即23063巷,作为工作面皮带顺槽,另外两条分别为23062巷、23064巷,作为工作面回风顺槽。
3.1.2工作面巷道断面特征
工作面巷道设计为矩形断面,采用锚网支护方式,并进行锚索补强。
23065巷、23061巷、23063巷、23062巷、23064巷及横贯设计断面大小均为5.0×3.8米。
切眼为8.5×3.8米的矩形断面。
3.2采煤方法:
本工作面采用走向长壁大采高自然冒落后退式综合机械化采煤方法。
3.3采煤工艺:
割煤→拉架→移溜→清煤
↑________________________________↓
3.3.1割煤:
本工作面采用艾克夫公司生产的SL-500电牵引采煤机,采用双向割煤法,即采煤机往返一次为两个循环。
进刀方式:
采用端部斜切割三角煤进刀。
进刀方法:
1、机组割透机头(机尾)煤壁后,将上滚筒降下割底煤,下滚筒升起割顶煤,采煤机反向沿溜子弯曲段斜切入煤壁。
2、采煤机机身全部进入直线段且两个滚筒的截深全部达到0.865米后停机。
3、将支架拉过并顺序移溜顶过机头(机尾)后调换上、下滚筒位置向机头(机尾)割煤。
4、采煤机再次割透机头(机尾)煤壁后,再次调换上、下滚筒位置,向机尾(机头)割煤,开始下一个循环的割煤,割过煤后及时拉架--顶机头(机尾)--移溜。
机组进刀总长度控制在50米左右。
(进刀方式见插图二)
质量标准:
割过煤后工作面要保证煤壁平直,无伞檐(长度超过1米,最突出部分不超过200毫米;长度在1米以下,最突出部分不超过250毫米)。
顶底板平直,如特殊需要,每循环顶底板与上一个循环顶底板错差不能超过±50毫米。
机头、机尾各10米要平缓过渡,防止出现台阶,支架顶梁必须接顶严实。
3.3.2移架及推溜
本工作面采用先进的电液控制支架,可实现以下两种移架方式:
(1)双向邻架移架
(2)手动移架
同时本工作面可实现三种推溜方式:
(1)双向邻架推溜
(2)双向成组推溜
(3)手动推溜
3.3.2.1
根据本工作面的地质条件及工人的操作习惯,拉架采用双向邻架移架,每次移一架;推溜采用双向成组推溜,每组设置为10架。
3.3.2.2质量标准
质量标准:
支架拉过后必须成一直线,其偏差不得超过±50毫米。
架间距要均匀,中心距偏差不超过±100毫米。
支架顶梁与顶板平行支设,最大仰俯角<7°,相邻支架间不能有明显错差(不超过顶梁侧护板高的2/3),支架不挤不咬,架间空隙不大于200毫米。
拉架滞后底滚筒3-5架,如果顶板压力过大或有冒顶危险时,应及时追机拉架,(滞后上滚筒3-5架)以防顶板冒落;如移架过程中顶板破碎或片帮严重要及时拉过超前架,如果拉过超前架,梁端距仍超规定的,必须及时伸出伸缩梁,并打出护帮板;移架时要保证支架移到位,梁端距依据采高变化保持在350~590毫米之间;移架过程中要及时调整支架形状,如发生倒架咬架等现象,需在移架过程中及时利用侧护板进行调整。
对工作面刮板输送机的要求:
刮板输送机在推移后必须保证成一直线,保证刮板输送机平整,不得出现飘溜,凹溜和局部起伏过大等现象。
刮板输送机的机头机尾推进度保持一致,且必须保持推移步距为0.865m,以确保截深及产量和工程质量。
推移工作面刮板输送机时,必须距采煤机底滚筒大于15m进行,不得出现急弯、除进刀所需外其它地段不准出现弯曲。
若推溜困难时,不应强推硬过,必须查明原因并处理后再推溜。
清煤工必须滞后移溜10个架,距采煤机大于50米,清煤人员必须面向刮板输送机机尾注意溜子、顶板、煤帮情况,以防发生意外。
清煤质量标准:
清煤工严禁将浮煤、碳块清到采空区,2平方米内浮煤厚度不超过30毫米。
附图二:
2306大采高工作面顶底板地层综合柱状图
附图三:
2306大采高工作面底板等高线图及进回风巷道地质剖面图。
4、顶板管理
4.1该工作面采用全部跨落法管理顶板。
4.1.1根据工作面顶底板岩性及煤层厚度、采高等条件,选用郑州煤矿机械公司生产的二柱式掩护支架及其相配套的端头、过渡支架。
从工作面机头到机尾分别布置ZYT9400/25.5/55型端头架4架,ZYG9400/25.5/55型过渡液压支架5架,ZY9400/28/62型中间架112架,ZYG9400/25.5/55型过渡液压支架5架,ZYT9400/25.5/55型端头架4架,共计130架。
4.1.2支架说明书
支架型号:
ZY9400/28/62
支架形式:
二柱支撑掩护式柱径360/260mm
高度:
最低/最高2800/6200mm
宽度:
最小/最大1650/1850mm
支架中心距:
1.75米
梁端距:
≤590毫米
支护强度:
1.08—1.11MPa
支护面积:
7.548平方米
泵站压力:
31.5MPa
重量:
36.16吨
最大控顶距:
5.535米
最小控顶距:
4.670米
工作阻力:
9400KN
初撑力:
7140KN
支架移架步距:
0.865米
操作方式:
主要采用双向邻架操作
支架型号:
ZYG9400/25.5/55
高度:
最低/最高2550/5500mm
宽度:
最小/最大1650/1850mm
支架中心距:
1.75米
支护强度:
1.02—1.10MPa
重量:
34.85吨
工作阻力:
9400KN
初撑力:
7140KN
支架型号:
ZYT9400/25.5/55
高度:
最低/最高2550/5500mm
宽度:
最小/最大1650/1850mm
支架中心距:
1.75米
支护强度:
0.79—0.85MPa
重量:
34.05吨
工作阻力:
9400KN
初撑力:
7140KN
4.1.3对支架支护强度的验算:
按工作面最大采高的八倍进行计算,上覆岩层所需的支护强度为:
F=8*H*R*g*S
=8*6.2*2.5*103*9.8*7.548/103
=9172.3KN
式中:
H--工作面最大采高,取6.2米
R--上覆岩层密度,2.5*103kg/m3
F--计算工作阻力,KN
根据支架说明书提供的支架工作阻力为9400KN大于8倍采高验算所需的工作阻力,所以该支架能够满足支护要求。
工作面供液由4台BRW400/37X4A型乳化液泵提供,使用@APOLLO液压支架浓缩液,浓缩液浓度控制在0.9%-1.4%(相当于乳化液浓度的3%-5%),乳化液泵压力≥30MPa。
4.2上、下端头及安全出口管理
23061巷、23063巷从切顶线向外至煤壁线各打一排贴帮柱,柱距1.0米,帮要背实。
上、下安全出口高度不低于1.8米,宽度不小于0.7米。
每班验收人员必须对上、下推进度及安全出口进行测量,及时调整以确保行人宽度;如果调整后仍不能满足要求,必须在两出口开帮,开帮后及时支护,保证人员安全。
每班必须对两出口煤壁及顶板进行观察和处理,发现顶板破碎及时加强支护。
4.323061巷及23063巷的超前支护:
采用DW38-150/110、DW42-150/110L型单体液压加柱帽进行超前支护。
柱帽规格为300*200*60毫米。
4.3.123061巷超前支护:
从煤壁线向外20米超前支护,为两排支设,离工作面煤柱侧1米打20米一排单体柱,柱距1米;离23065巷煤柱侧1米打20米一排单体柱,柱距1米。
4.3.2胶带运输巷(23063巷)的超前支护
从煤壁线向外20米超前支护,为两排支设,离工作面煤柱侧点柱距转载机外侧500mm左右(人行道侧),柱距1米。
紧贴23063/23062巷煤柱打一排贴帮柱,从煤壁线向外打20米,柱距1.0米(破碎机电、减速器处在顶帮条件好的情况下,可不支设单体柱)。
4.3.3机尾切顶柱打法及要求
当机尾支架侧护板(靠煤柱侧)距煤壁距离小于1米时,打两根切顶柱,单体柱均匀布置;当机尾支架侧护板(靠煤柱侧)距煤壁距离大于1米时,打密集柱切顶,柱距500毫米。
4.3.4机头上隅角通风需要,在机头打木垛留通风通道,垛距(边距边)不超过1000mm,木垛与煤柱(靠23062巷侧)距离不超过300mm,木垛必须用柱帽、木楔背紧。
板梁规格为R150*1500毫米。
4.3.5当各横川进入超前支护范围内,必须在各横川口加强支护。
23061巷横川在横川口打一排柱距为1米的戴帽点柱(用单体柱)。
23063巷横川在距横川口(靠23063巷侧)0.5米,打两个木垛锁口,且不影响打密闭(木垛位于密闭墙外),木垛必须接顶严实。
打木垛所用板梁规格:
R150×1500mm。
4.3.6机头1#架侧护板与煤帮(靠23065巷侧)距离大于2米时,在切顶线到煤壁线区段内打点柱进行支护,点柱位于1#架侧护板与煤帮之间,柱距1米。
4.3.7超前支护管理
(1)超前支护必须严格按照要求打好、打牢,支柱一定要成一直线;回柱时必须三人以上配合作业,严禁单人进行操作,回柱时必须有专人看护好顶板、煤帮情况,发现有活煤、矸及时处理后方可作业,严格执行先支后回的原则。
所有支柱必须戴帽,必须使用规格柱帽。
打好柱要上好保险绳并将柱与顶网或钢带捆紧,以防柱倒伤人。
(2)超前支护处满足高不低于1.8米,宽不低于0.7米安全出口和运送物料通道。
(3)当机组行至工作面两头距巷道15米以内时,严禁在两头作业,以防甩出大块伤人。
当在拉动端头架、推动转载机、拖拉液压管及电缆时严禁在两头作业并撤出人员,以防撞倒柱伤人或其它意外伤人。
超前支护工作不能与同一地点其它工作平行作业。
(4)23063巷行人必须走两排柱之间,各种电缆液管必须挂在单轨吊滑道上,单轨吊滑道必须吊挂在巷道支护锚杆上,要求单轨吊起吊必须使用起吊环吊挂牢固,但是巷道支护一排锚杆只允许使用一根锚杆起吊。
班长安检工必须经常对两巷的煤帮顶板情况检查,发现不安全隐患及时处理;23061、23063巷各横川材料必须提前工作面50米回收,备品备件码放必须距工作面70米以外(需在两日内更换的备品备件和转载机桥部的工具箱除外),支护用板梁靠帮码放于距工作面10米以外巷道内,且不得影响超前支柱。
(5)对于巷道超高段提前200米采用无腿棚并架设木垛进行支护,无腿棚距巷道底板3.8—4米之间。
(6)超前支护的单体柱一定要达到初撑力。
4.4周期来压管理:
(1)遇周期来压时必须加强工程质量管理及两巷超前支护管理。
(2)根据所总结出的周期来压步距,认真做好周期来压时顶板管理。
(3)周期来压前必须保证两巷超前支护质量达规程要求,班长及验收员必须进行巡回检查,发现有不符合要求的支柱立即重新支设。
(4)周期来压前两巷超前支护必须迎山有力,以防来压时催跨支柱。
(5)周期来压时工作面支架必须达到初撑力,严禁任何人乱改或关闭支架自动补液功能。
(6)周期来压时工作面支架自动补液功能必须完好有效,检修班加强检修必须保证每班安全正常的运行。
4.5对工作面端头架支护的管理:
工作面机头、机尾采用4台端头支架,其滞后普通支架一个循环,又因端头至超前支护20米段是压力集中区,特制订以下管理措施。
(1)端头支架必须达到初撑力。
(2)端头支架底座严禁钻底,以防压住推移杆使转载机和工作面溜子机头推移困难,损坏设备。
若支架底座压住推移杆,必须利用提底千斤将支架底座提起,然后在支架底座下垫顺山板梁或柱帽将支架底座垫起。
(3)当巷道及两头出口顶板破碎时,应架棚维护。
架棚必须是一梁三柱,棚距为1米。
架棚时必须四人以上操作,两人将板梁抬起至一个梁头够高,抬板梁时必须用双手拖住板梁下方,在其下支上点柱将板梁打起,然后在梁头支柱将板梁升紧,单体柱要支正、升紧,严禁出现三爪柱、漏液柱、上吊柱,一旦发现要立即更换。
在机头架棚时必须闭锁三机(两个以上有效闭锁键)并派专人看管。
4.6采空区管理
采空区采用自然垮落法处理,在23061巷顶帮条件好的情况下,必须在23061巷支架前梁前锚索退掉,确保机尾端头老塘悬顶面积(从支架切顶线算起)不超过10m2,若退出锚索后老塘悬顶仍超过规定,必须对采空区强制放顶,到时另行制定专项措施,采空区及23065巷、23062/63横川封闭严格执行通风科下发的综采工作面采空区封闭有关规定。
插图二:
2306大采高工作面机组进刀方式示意图。
插图三:
2306大采高工作面支架布置、超前支护图.
插图四:
2306大采高工作面最大、最小控顶距示意图。
4.7提高块率、保证煤质的措施:
(1)在各转载点落煤处加设缓冲装置。
(2)在割煤过程中一定要掌握好采煤机速度,保持在5米/分钟左右。
(3)破碎机锤头高度保持在150-200毫米之间。
(4)机组司机要掌握好采高,严禁割底割顶。
(5)停机时及时停水,若工作面遇水大时,要及时采取排水措施。
(6)在顺槽皮带巷加设除铁器。
(7)各级运输机司机严格把关,禁止杂物(板皮、木料、锚杆、胶管、设备附件等)进入运煤系统。
(8)严禁250mm以上的矸进入东胶。
(9)工作面必须有完整的排水系统。
4.8顶板监测、记录、分析与处理
4.8.1为了加强综采工作面巷道顶板管理,施工巷道时由掘进队组负责在巷道顶部每30-50米安装一个顶板离层仪,对顶板离层仪加强监测、记录、分析。
4.8.2每天验收员必须对23061巷及23063巷超前工作面100米内顶板离层仪进行监测,上井后向值班人员汇报情况,若出现顶板离层现象,离层值在400毫米以内时,记录在验收板报上。
若顶板离层仪显示值超过400毫米时,及时组织人员架棚或支密集柱加强支护。
4.8.3工作面及顺槽巷道必须加强顶板维护,工作面支架能够超前拉时必须超前拉架,且工作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力;顺槽巷道超前工作面50米加强维护,对于失效锚杆重新补打,对于网破地点必须进行补网并联好,联网要做到每米10道,每道扭两圈半。
4.8.4矿压监测由当班验收员完成,每班班后记录在矿压观测记录表上。
4.8.5工作面支架左右立柱必须安设压力表,每架平衡千斤安设压力表。
每5个架为一个观测点,直接从EEP上读出立柱压力显示。
4.8.6在工作面14#、15#、44#、45#、74#、75#、104#、105#、124#、125#架分别布置圆图仪,每架布置2个圆图仪(左、右立柱各一个)。
4.8.7检修班支架检修工负责每天对电脑圆图仪进行检查,每天采集一次数据,并将采集数据交到生产技术室矿压组。
4.8.8生产技术室负责定期对记录结果进行分析。
4.8.9生产技术室必须将记录结果的分析情况反馈给队组,针对分析结果,队组及时采取措施进行处理。
5、通风与安全
5.1通风系统
采用三进两回通风系统,即:
工作面北侧布置两条进风巷(23061巷、23065巷),南侧布置一条进风巷(23063巷),两条回风巷(23062巷、23064巷),风流路线为:
┏东二集中运输巷┓┏23061巷┓
上庄进风立井→东轨大巷→→→23065巷→工作面
┗东二进架运输巷┛┗23063巷┛
┏23062巷┓┏东二集中回风巷┓
→→上庄回风巷→上庄回风立井→地面
┗23064巷┛┗东二辅助回风巷┛
5.2工作面风量
5.2.1按工作面温度计算
Q采=60*V*S*K采
式中:
Q采——工作面供风量;m3/min
V——工作面风速取1.5m/s
S=(L大+L小)/2*H*K面
式中:
S——工作面净过风断面积m2
H——工作面平均采高6.2m
L大——工作面最大控顶距5.535m
L小——工作面最大控顶距4.67m
K——有效断面系数取0.7
经计算:
S=22.14m2
K采——通风系数取1.2
计算:
Q采=60*1.5*22.14*1.2
=2391m3/min
5.2.2按工作瓦斯涌出量计算
按照瓦斯涌出量计算:
整个工作面需风量为主进风顺槽需风量与工作面需风量的最大值、辅助进风顺槽需风量、回风顺槽需风量三者之和。
Q采=Q1(Q2)+Q3+Q4
5.2.2.1工作面主进风顺槽需风量:
按照巷道风流瓦斯浓度按照不超过0.5%的要求计算:
Q1=1000*qCH4*KCH4/5
Q1=1000*10*1.2/5=2400m3/min
式中:
Q1----主进风顺槽需风量,m3/min
KCH4----工作面主进风顺槽瓦斯涌出不均衡通风系数,取1.2
qCH4----工作面主进风顺槽瓦斯平均绝对瓦斯涌出量,取10m3/min
5.2.2.2工作面需风量:
按照回采工作面风流中瓦斯浓度不超过1.0%的要求计算:
Q2=100*qCH4*KCH4
Q2=100*20*1.7=3400m3/min
式中:
Q2----工作面需风量,m3/min
KCH4----工作面瓦斯涌出不均衡通风系数,取1.7
qCH4----工作面与主进风顺槽瓦斯绝对瓦斯涌出量之和,取20m3/min
5.2.2.3工作面辅助进风顺槽需风量:
按照巷道风流瓦斯浓度按照不超过1.0%的要求计算:
Q3=100*qCH4*KCH4
Q3=100*5*1.2=600m3/min
式中:
Q3----辅助进风顺槽需风量,m3/min
KCH4----工作面辅助进风顺槽瓦斯涌出不均衡通风系数,取1.2
qCH4----工作面辅助进风顺槽瓦斯绝对瓦斯涌出量,取5m3/min
5.2.2.4工作面回风顺槽需风量:
按照巷道风流瓦斯浓度按照不超过1.0%的要求计算:
Q4=100*qCH4*KCH4
Q4=100*25*1.2=3000m3/min
式中:
Q1----回风顺槽需风量,m3/min
KCH4----回风顺槽瓦斯涌出不均衡通风系数,取1.2
qCH4----回风顺槽及采空区瓦斯绝对瓦斯涌出量,取25m3/min
Q采=Q2+Q3+Q4=3400+600+3000=7000m3/min
5.2.3按工作面最多工作人数计算
Q采=4*N
式中:
Q采——采煤工作面需风量;m3/min
N——工作面同时工作最多人数;79人
4——每人每分钟供风标准;m3/min
Q采=4*79=316m3/min
5.2.4按风速进行验算
60*0.25S 60*0.25*21.95<4500<60*4*21.95(m3/min) 工作面配风4500m3/min,329<4500<5268(m3/min),符合风速要求。 按两条回风巷风速进行验算 两条回风巷的有效过风断面积为19*2m2 60*0.25S 570<7000<9120,符合风速要求 经计算,取最大值为回采工作面的风量,需配风7000m3/min,根据工作面采用三进两回的通风系统,各环节配风量如下表示: 2306面配风情况表 巷道名称性质净断面 m2允许风速 m/s允许最大风 量m3/min配风量 m3/min风速 m/s 23061巷进风巷19<4<456022501.97 23065巷进风巷19<4<456022501.97 23063巷进风巷19<4<456025002.19 23062巷回风巷19<4<456035003.07 2306
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