2422下运输巷规程06122.docx
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2422下运输巷规程06122
新汶矿业集团
掘进工作面作业规程
工作面名称:
2422下运输巷
施工单位:
掘进四区
批准人:
张殿镇
编制日期:
2006年1月日
执行日期:
2006年2月日
编审单位签章
主编:
技术部年月日
施工单位年月日
编制:
通防年月日
机电年月日
运输年月日
施工负责人年月日
审查:
技术年月日
地测年月日
通防年月日
机电运输年月日
防冲年月日
掘进矿长年月日
分管副总:
机电年月日
运输年月日
通防年月日
安监年月日
掘进年月日
审批意见
审查单位意见:
生产矿长:
矿总工程师意见:
目录
作业规程封面……………………………………………1
编审单位签章……………………………………………2
审批意见…………………………………………………3
目录…………………………………………………4
第一章概况……………………………………………6
第一节概述…………………………………………6
第二节编写依据……………………………………6
第二章地面相对位置及水文地质情况……………7
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况………7
第二节煤(岩)层赋存特征………………………7
第三节地质构造……………………………………9
第四节水文地质……………………………………9
第三章巷道布置及支护说明………………………9
第一节巷道布置……………………………………9
第二节支护设计……………………………………9
第三节支护工艺……………………………………18
第四章施工工艺………………………………………20
第一节施工方法……………………………………20
第二节凿岩方式……………………………………20
第三节装、运岩(煤)方式………………………20
第四节管线及轨道敷设……………………………20
第五节设备及工具配备……………………………22
第五章劳动组织与主要技术经济指标……………23
第一节劳动组织……………………………………23
第二节循环作业图表…………………………………
第三节主要技术经济指标…………………………27
第六章生产系统……………………………………28
第一节通风系统……………………………………28
第二节压风系统……………………………………29
第三节安全监测系统…………………………………30
第四节排水系统……………………………………31
第五节防尘系统……………………………………32
第六节防灭火………………………………………32
第七节供电系统……………………………………34
第八节运输系统……………………………………35
第九节通讯系统……………………………………
第七章避灾路线……………………………………35
第八章安全技术措施………………………………36
第一节施工准备……………………………………36
第二节“一通三防”管理…………………………36
第三节顶板管理……………………………………38
第四节防治水管理…………………………………39
第五节机电管理……………………………………40
第六节运输管理……………………………………42
第七节安全制度……………………………………49
第八节其他……………………………………………50
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称
2422下运输巷(东)
二、掘进目的及巷道用途
满足2422下回采工作面的通风、行人、运输、管线敷设等需要。
三、巷道设计长度及服务年限
巷道设计长度:
1320米
服务年限:
4年。
四、预计开、竣工时间
本掘进工作面自2006年2月份开工,预计2006年9月份竣工。
第二节编写依据
一、采区设计说明书及批准时间
采区设计说明书名称为《-1050水平东翼扩大区二采区设计说明书》,批准时间为2001年9月。
二、地质说明书及批准时间
地质说明书名称为《-1050前组二采区地质说明书》,批准时间为2000年9月1日。
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表一
水平名称
-800水平
采区名称
扩大区二采区
地面标高(m)
+189(预计)
井下标高(m)
-953(预计)
地面的相对
位置及建筑物
位于南黄庄以东的一片农田。
井下位置及
掘进地面
设施的影响
工作面位于-1050扩大区二采区第二亚阶段;西邻采区下山,东至采区边界,南为2421工作面已经开采。
掘进期间对地面无较大影响。
邻近采区
开采情况
东邻采区边界,西至北立井煤柱线
走向
110-125º
倾斜
20-35º
长度(m)
1320
第二节煤(岩)层赋存特征
一、煤(岩)层产状、厚度、结构、坚固性系数
煤层顶板为灰色粉砂岩,厚度0-6.0米,自西向东逐渐变厚,层理发育,性脆易碎,抗压强度11.2MPa。
往上渐变为灰白色砂岩,厚度3.0-9.0米,厚层理,致密,坚硬,抗压强度66.7MPa。
底板为灰色粉砂岩,厚度1.8米,层理发育,含植物碎屑化石,抗压强度21.4MP0a,其底部煤线为小五层,厚约0.2m。
四层煤煤层稳定,结构简单,煤层厚度1.85-2.4米,平均厚度2.1米。
煤层走向110-125º,倾向为20-35º,倾角23-27º,平均倾角26º。
二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数
工作面瓦斯等级为低级;瓦斯涌出量0.6m3/min,煤尘爆炸指数37.71%,发火期6-12个月。
附图1:
煤岩层综合柱状图
第三节地质构造
工作面地质构造简单,以断层为主。
预计存在断层,对掘进影响较大。
第四节水文地质
本工作面水文地质条件简单,预计在煤层顶板裂隙发育地段有很少量裂隙水以淋水形式出现。
正常涌水量0.05m3/min,最大涌水量0.1m3/min。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
2422下运输巷(东)位于-1050水平二采区第二亚阶段四层煤内,自K49点前52.66米(平距)为中,按中线方位126º(真)、顺煤4掘进,掘至采区边界停,施工长度约1320米。
巷道开门中由地测部实测,确保该巷施工中线与2422下运输巷外段为同一中线。
附:
2422下运输巷(东)平面布置图(1:
2000)
第二节支护设计
一、该巷采用锚网带支护,断面形状为梯形。
S荒=9.72m2,S净=8.84m2。
巷道支护断面图(1:
50)。
支护说明表
掘进断面
9.72m2
锚杆名称
金属全螺纹钢等强锚杆
锚固剂规格
Φ28×330mm
净断面
8.84m2
锚杆规格
Φ20×2000mm、Φ20×2200mm、
锚固剂数量
27.5块/m
巷道形状
梯形
菱形网规格
顶板2.4×1.1m
锚杆用量
13.75套/m
锚盘
球形钢盘
两帮2.4×1.1m、1.4×1.1m
锚带
3.6m
钢托板
280×400mm
间距
顶板800mm
比例
1:
50
排距
800mm
上帮900mm、下帮1000mm
注:
1、临时支护采用吊环式前探梁。
前探梁采用三根长度3.2米的3寸优质钢管制作。
前探梁固定在顶板中间锚杆上,其间距等于顶板锚杆间距,悬挂前探梁的锚杆外露长度40-50mm,每根前探梁2个吊环,吊环必须上满螺帽,吊环固定要牢固。
2、截割后首先严格执行敲帮问顶制度。
在专人监护下,用长度不小于1.5米的长把工具摘掉危矸悬岩,将前探梁前探至迎头,前探梁到迎头的端面距不得大于0.3米。
前探梁上铺上网,托上锚带,使用专用方木、木枇接实,超前支护距两帮端面距不超过0.3米。
经检查确认安全无误后方准进入迎头作业。
(上山掘进时,前探梁末端用防滑钩固定牢固,防止前探梁下滑伤人。
)
临时支护平剖面图
比例:
1:
50
锚索加固支护平剖面图
比例:
1:
50
二、支护方式
(一)临时支护
临时支护采用吊环式前探梁,前探梁共三根,长度3.2米,由直径不小于3寸的优质钢管制作。
前探梁固定在顶板中间的锚杆上,间距等于顶板锚杆间距。
悬挂前探梁的锚杆外露长度40-50mm,每根前探梁2个吊环,吊环必须上满螺帽,吊环固定要牢固。
截割后首先严格执行敲帮问顶制度。
在专人监护下,用长度不小于1.5米的长把工具摘掉危矸悬岩,将前探梁前探至迎头,前探梁到迎头的端面距不得大于0.3米。
前探梁上铺上网,托上锚带,使用专用方木、木枇接实,超前支护距两帮端面距不超过0.3米。
经检查确认安全无误后方准进入迎头作业。
(上山掘进时,前探梁末端用防滑钩固定牢固,防止前探梁下滑伤人。
)
当见断层、顶板破碎、托顶煤、层理发育及穿层掘进时,缩小循环进尺为0.7米,锚杆排距缩小为0.7米,截割前迎头最大空顶0.3米,截割后最大空顶1.0米;同时配合打前探锚杆进行临时支护,前探锚杆必须在截割前安装完毕,前探锚杆采用Φ33×1600mm金属管缝式锚杆,前探锚杆间距0.6m,共布置5根,沿巷道周边布置,与巷道顶板呈30-45°夹角。
前探锚杆只作临时支护,严禁替代永久支护。
若顶板破碎严重,必须同时采用锚索加固,锚索长度6米,锚固力不小于150KN,锚索打在巷道中部的两排锚带中间,间距1.6米,距迎头不大于3米。
(二)永久支护
根据新汶矿区煤层巷道围岩分类及合理支护技术选择,参照锚杆支护技术选择表,Ⅳ类围岩情况顶板采用φ20×2000mm金属全螺纹钢等强锚杆,加长锚固,肩角锚杆加长0.2米;两帮采用φ20×2000mm金属全螺纹钢等强锚杆,加长锚固。
(1)计算顶板锚杆的间排距
①锚杆间排距几何平均数:
d=1/2K锚·K护[3I/(2I+1)+(2f-1)/(2f+1)]
=1/2×1.03×1.05×[3×0.45/(2×0.45+1)+(2×6-1)/(2×6+1)]
K锚—锚固方式系数,顶板采用树指加长锚,取1.03;
K护—护顶方式系数,锚网支护时取1.05;
I—围岩完整系数
Ⅰ:
完整性好取0.9
Ⅱ:
完整性较好取0.75
Ⅲ:
完整性一般取0.6
Ⅳ:
完整性较差取0.45
Ⅴ:
完整性很差取0.3
根据我矿实际情况,取0.45;
f—顶板岩性普氏系数,取f=6。
则:
计算d=0.84
②计算锚杆根数:
n=B/d=3.6/0.84=4.29取n=5
B—巷道荒宽,取3.6米
③锚杆间距:
D间=(B-0.4)/(n-1)=(3.6-0.4)/(4.29-1)=0.97
取D间=0.8米符合设计
④锚杆排距:
D排=d/D=0.84/0.8=1.05
取D排=0.8米
确定顶板锚杆间排距为:
800×800mm。
(2)计算两帮锚杆的间排距:
①锚杆间排距几何平均数:
d=1/2K锚K护[3I/(2I+1)+(2f-1)/(2f+1)]
K锚:
锚固方式系数,两帮采用树指加长锚,取1;
K护:
护顶方式系数,锚网支护时取1.43;
I—围岩完整系数
Ⅰ:
完整性好取0.9,Ⅱ:
完整性较好取0.75,Ⅲ:
完整性一般取0.6,Ⅳ:
完整性较差取0.45,Ⅴ:
完整性很差取0.3
根据我矿实际情况,取0.45;
f—顶板岩性普氏系数,取f=6。
则:
计算d=1.11
②计算锚杆根数:
η=H/d=3.51/1.1=3.16取η=4,H取3.51米(上帮高)。
③锚杆间距:
D间=(H-0.4)/(n-1)=(3.51-0.4)/(4-1)=1.04
取D间=1.0米符合设计
④锚杆排距D排=d/D=1.11/1.0=1.11
取D排=0.8米符合要求。
确定上帮锚杆间排距为:
900×800mm;下帮锚杆间排距为:
1000×800mm。
2422下运输巷(东)顺煤4掘进,顶板采用“金属全螺纹钢等强锚杆+金属网+“M”锚带+“M”钢盘”支护,两帮采用“金属全螺纹钢等强锚杆+金属网+“W”钢托板+球形钢盘”支护,顶板肩角锚杆加长200mm,并使用异型托盘,每根锚杆采用两块树脂药卷(Φ28×350mm)加长锚固。
锚杆眼必须按断面图的要求进行布置,并不得超过设计值的±100mm。
顶板靠巷道两帮的锚杆,必须向巷道两帮倾斜,锚固端距各自邻近帮距离不小于0.5米并与钢带连接;巷道两帮最下一排锚杆向下倾斜,与水平线呈40°~50°夹角,锚固端位于底板岩石中。
安装锚杆前将锚杆眼吹干净,将煤岩面找平,锚带及锚盘密贴煤岩层面,锚杆外露长度30-50mm(上吊环的锚杆外露长度≮40mm);锚杆预紧力≮400N·M;锚杆锚固力:
岩石中≮130KN,煤中≮70KN。
锚带采用GRT-M3型、3.6米长的“M”锚带,扭距允许误差不大于100mm。
顶板采用锚索加固,锚索长度6米,每隔5米一组,每组一根,打在巷道顶板中部,距迎头不大于20米。
金属网要密贴煤岩面并张紧,网间接茬要严密,网间压茬不小于100mm,严禁出现开口,并用同规格铁丝进行联网,联网扣距不大于0.2米,挂网要封闭肩窝。
(三)锚网带支护巷道工程质量规定
锚网带支护巷道工程质量表三
项目
质量标准(mm)
部位
技术参数(mm)
巷道净宽
(mm)
左帮
0-+200
两帮锚杆
1700/1700
右帮
巷道净高(mm)
0-+300
中线位置顶底板之间
2600
预紧力(N·m)
螺母扭紧力矩不小于400N·m,预紧力≮5T
锚固力(KN)
岩石中
130KN/根
煤中
70KN/根
锚杆距迎头(mm)
≯2300
锚杆安装
安装牢固,托板紧贴煤岩面,不松动;锚杆予紧力符合规定,锚杆构件完好。
人工安装
间排距(mm)
顶板
±100mm
800×800
两帮
上帮900×800,下帮1000×800
锚杆角度(°)
顶板肩角锚杆,必须向巷道两帮倾斜,锚固端距邻近帮距离不小于0.5米并与钢带连接;巷道两帮肩角锚杆距顶板不大于400mm,保证锚固端在顶板岩石中;巷道两帮最下一排锚杆距巷道底板不大于0.3米,并向下倾斜,与水平线呈40°~50°夹角。
锚杆外露长度(mm)
30-50mm
上吊环的锚杆不小于40mm
金属菱形网
顶板
金属网要密贴煤岩面、张紧,网间接茬要严密,严禁出现开口,并用同规格铁丝进行联网,扣距不大于0.2米,联网要封闭肩窝。
2.4×1.1m
两帮
2.4×1.1m、1.4×1.1m
锚带(mm)
锚带压网紧贴顶板岩面
3600mm
第三节支护工艺
一、支护材料:
1、永久支护:
顶板采用“锚杆+金属网+M锚带+M钢盘”支护。
锚杆需MG450牌号以上金属全螺纹钢等强锚杆(Φ20×2000mm),顶板肩角锚杆加长200mm,其锚固方式为加长锚,每根锚杆采用两块树脂药卷(Φ28×350mm)锚固,锚杆均使用配套标准螺母紧固;金属菱形网采用10#以上铁丝编制,网孔规格50×50mm,规格3.8×1.0m;锚盘采用Q235A钢材制作,孔径比锚杆杆体直径大1~2mm。
顶板锚杆必须使用正规托盘,肩角和底角锚杆必须使用异型托盘;锚杆外露长度为30~50mm,上吊环的锚杆不小于40mm。
两帮采用“锚杆+金属网+W钢托板+球形钢盘”支护。
网孔规格50×50mm,上帮采用2.4×1.1m、1.4×1.1m金属菱形网,下帮采用1.4×1.1m金属菱形网支护;W钢托板由W钢带板材压制或截割,规格:
400×280mm;锚盘采用屈服强度大于235Mpa的球形钢盘。
2、采用三根吊环式前探梁作为临时支护。
前探梁采用直径不小于3寸的优质钢管制做,长度为3.2m,前探梁间距等于锚杆间距。
前探梁固定在顶板中间相邻锚杆上,锚杆外露长度40-50mm,每根前探梁采用两个吊环,吊环必须上满螺帽,并固定牢固。
截割后首先严格执行敲帮问顶制度,用长度不小于1.5米的长把工具摘掉危矸悬岩,将前探梁前探至迎头,其端头距迎头不大于0.3米,前探梁上使用专用方木,然后铺上网,托上锚带,用方木、木枇、木楔接实,经检查确认安全无误后,方可进入迎头作业。
超前支护距两帮端面距不超过0.3米。
3、循环进尺1.6米,截割前最大空顶0.7米,截割后最大空顶2.3米。
4、采用锚索加固,锚索长度6米,锚固力不小于150KN,锚索打在巷道中部的两排锚带中间,间距5米,距迎头不大于20米。
5、严禁空顶作业。
二、锚杆安装工艺
1、打锚杆眼
打眼前要首先严格执行敲帮问顶制度,仔细检查顶帮围岩情况,摘掉危矸活岩,确认安全无误后,方可开始工作。
打眼前,首先按照中、腰线严格检查巷道断面规格,画出巷道轮廓线并标好眼位,锚杆眼的位置要准确,眼位误差不得超过100mm。
锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配,打眼时应在钎子上做好标志,将锚杆眼打至合适深度。
打眼时,必须在临时支护或永久支护的掩护下操作,按照由外向里先顶后帮的顺序进行。
严禁空顶作业。
2、安装锚杆
安装前,将眼孔内的积水、煤岩粉用压风吹扫干净。
吹扫时,操作人员应站在孔口一侧,眼孔方向不得有人。
将眼孔吹扫干净后,用锚杆顶住两块树脂锚固剂送入眼底;锚杆外端头套上螺帽,用带有专用套筒的风煤钻卡住螺帽,开动风煤钻,使风煤钻带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂,对树脂锚固剂进行搅拌,直至锚杆达到设计深度且搅拌旋转时间大于40秒后,方可撤去风煤钻;在树脂锚固剂没有固化前,严禁移动和晃动锚杆体,然后卸下螺帽,挂好网,上好锚盘,拧上螺帽,然后拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力,确保锚杆预紧力矩不小于400N·m。
三、锚索安装工艺
1、锚杆钻机的使用及打锚索眼
首先要严格执行敲帮问顶制度用长度不小于1.5米的长把工具摘掉危矸悬岩,待确认安全无误后,方可施工。
锚索眼的位置要准确,眼位误差不得超过100mm,眼向误差不得大于15º。
锚索眼深度应与锚索长度相匹配,打眼时应在钎子上做好标志,检查和准备好锚杆钻机、钻具及风水管路;必须采取湿式钻眼;竖起钻机把初始钻杆插到钻杆接头内,观察围岩,定好眼位,使锚杆钻机和钻杆处于正确位置。
钻机开眼时,要扶稳钻机,先升起腿,使钻头顶住岩面,确保开眼位置准确;操作者站立在操作臂长度以外,分腿站立保持平衡。
先开水,后开风。
开始钻眼时,用低转速,随着钻孔深度的增大,调整到合适转速,直到初始锚孔钻进到位;(在软岩条件下,锚杆钻机用高转速钻进,要调整支腿推力,防止糊眼;在硬岩条件下,锚杆钻机用低转速钻进,要缓慢增加支腿推力。
)退钻机,接钻杆,完成最终钻孔;锚索眼必须与巷道面垂直,眼深误差为正负100mm,偏差为正负150mm;打完锚索眼后,先关水,再停风。
2、组装锚索
锚索用钢刷除去钢绞线表面浮锈,锚索直径:
15.24mm。
3、安装、锚固锚索
检查锚索眼质量,不合格的及时处理;把锚索末端套上专用驱动头、拧上导向管并卡牢;将四块树脂药卷用钢绞线送入锚索孔底;用锚杆钻机进行搅拌,将专用驱动头尾部六方插入锚杆钻机上,一人扶住机头,一人操作锚杆钻机,边推进边搅拌,前半程用慢速,后半程用快速,旋转时间约40秒;停止搅拌,但继续保持锚杆钻机的推力约1分钟后,缩下锚杆钻机。
单根锚索锚固力不小于200KN,锚索外露长度不大于150mm,托盘强度要与锚索强度相匹配,选用16#以上槽钢,材料极限强度不低于350Mpa,长度不小于400mm。
4、锚索张拉和顶紧上托盘
卸下专用驱动头和导向管,装上托盘、锚具,并将其托至紧贴顶板的位置,把张拉油缸套在锚索上,使张拉油缸和锚索同轴,挂好安全链,人员撤开,张拉油缸前方不得有人;进行张拉并注意观察压力表读数,分级张拉。
达到设计预紧力或油缸行程结束时,迅速换向回程,卸下张拉油缸。
其它严格执行《煤矿安全技术操作规程》、新矿生字[2004]36号文中的有关规定。
六、顶板加固
顶板采用锚索加固,锚索长度6米,每隔5米一组,每组一根,打在巷道顶板中部,距迎头不大于20米。
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、2422下运输巷采用S150J型掘进机破碎煤岩,锚网带支护。
截割顺序:
分区截割,先下后上,先中间后四周,割出毛巷道,再根据中、腰线及断面尺寸割出荒断面。
二、施工前,首先按照设计位置开门,建立供电、供风、供水、通讯及防尘系统。
三、采用“三八制”正规循环作业方式。
第二节凿岩方式
一、打眼工具:
采用两部YT-24型风钻打眼,配Φ22mm的六棱中空钢钎,Φ32mm柱齿型钻头。
风源来自-800扩大区压风机房,其风压不小于0.6MPa。
二、打眼方法:
打眼前首先检查好迎头支护情况,确认安全无误后按中、腰线画好巷道轮廓线,准备齐全打眼工具,调节好风、水压,准备打眼。
打眼时采用定人、定钻竖向布置,一部风钻打中线左侧,一部风钻打中线右侧,两部钻相距不小于0.5米。
严禁左右交叉及上下重叠施工,风钻前方及下方不得有人,以防断钎伤人。
三、降尘方法
采用湿式打眼;截割时使用内、外喷雾;距迎头30米和50米处分别安设一道手动净化喷雾,截割时正常使用;每班安排专人对迎头50米范围内进行洒水防尘;每天安排专人对风车以外20米至迎头进行洒水灭尘一遍。
第三节装、运岩(煤)方式
一、装岩(煤)方式
巷道掘进施工中,采用S150J掘进机掘进。
二、运输方式
前期:
迎头煤矸由17KW扒装机扒装至2422下运输巷内40T溜子上,由40T溜子运输至2422下斜盘、2422运输巷内SD-80、SD-80、SD-150型胶带运输机,然后再外运至2422运煤上山,经2422运煤上山SD-150皮带转载至2421工作面运煤系统。
后期:
迎头煤矸经掘进机第一运输机、转载机将掘进煤矸运至SD-80型胶带运输机,将掘进煤矸外运至2422下斜盘、2422运输巷、2422运煤上山,经2422运煤上山SD-80皮带转载至2421工作面运煤系统。
第四节管线敷设
掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按断面图中位置吊挂牢固整齐。
电缆勾每隔3米一个(与手持式或移动式设备连接的电缆除外),电缆垂度不超过50mm。
水管要接口严密,不得出现漏水现象。
风筒要环环吊挂,风筒口距迎头全岩不大于10米,半煤岩不大于5米。
各类电缆吊挂标准:
⑴巷道内的通讯控制类电缆与动力电缆应分挂在井巷的两侧,如果受条件所限:
应敷设在距电力电缆上方0.1m以上的地方。
⑵各类电缆在巷道同一侧敷设时,自上而下次序为通讯控制类电缆、低压动力类电缆。
电缆接线盒必须单独两端水平悬挂,不允许悬挂在电缆使用的钢丝绳上。
⑶各类电缆在巷道同一侧敷设时的间距要求:
通讯控制类电缆与低压动力类电缆之间净距离应大于0.1m。
⑷同一类电缆按断面大小依次由高向低悬挂,即断面越大越靠上。
⑸各类电缆在垂直方向上的间距:
通讯控制类电缆之间可以不留间距;低压动力类电缆之间的间距不得小于50mm。
⑹各类电缆必须以水平涨紧的钢丝绳、钢绞线或圆条为依托进行悬挂。
⑺电缆不得悬挂在风水管上,不得遭受水淋。
电缆外表保持清洁,不允许有混凝物和沉淀物。
⑻电缆与风、水管在巷道同一侧敷设时,必须敷设在管路
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- 2422 运输 规程 06122
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