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规程文本
文件编号
LWM/QOEW33.02
发放编号
33-
受控状态
受控
版本号
A/O
印刷份数
50
发放份数
48
存檔号
Q/WYMKGC04—2008
山西潞安集团蒲县常兴煤业有限公司长兴煤矿
2106运输巷掘进作业规程
掘进队
二○一○年三月
会审单位及人员签字
总工:
安全部:
通风部:
调度室:
机电部:
地质部:
生产部:
审核:
编制:
单位:
掘进队
第一章工作面基本概况
第一节工作面井上下及煤层对应关系
1.名称:
所掘巷道为2106运输巷。
2.地表位置:
位于太林乡西沟村西南一带。
3.用途:
供2106普采工作面进风及出煤。
附:
巷道平面布置图
第二节工作面上下左右四邻关系、采掘情况及影响
该巷西面是设计的三采区回风巷,东面是2104回采工作面,北接回风大巷、运输大巷,南邻小煤窑破坏区。
第二章地质情况
第一节煤层赋存特征
工作面掘进对象为山西组中下部2#煤层,煤层赋存稳定,平均厚度1.62m,结构简单,一般不含夹矸;煤质为特低灰—低灰、特低硫—中硫、特高热值1/3焦煤,为很好的炼焦用煤或炼焦配煤。
第二节地质构造及地压情况
煤层倾角在5°~10°之间。
整体上看,该工作面煤层是一个向西倾斜的单斜构造,无其他地质构造存在,具体情况有待掘进时进一步查明。
地压正常。
第三节预测瓦斯、火、煤尘情况
1、瓦斯绝对涌出量为15~17m3/min。
2、煤尘具有爆炸性,煤尘爆炸火焰长度为20mm,煤的自然倾向性为Ⅱ级,属自燃煤层,地温正常。
第四节水文地质情况
该工作面水文地质条件简单,主要充水含水层均为山西组砂岩裂隙含水层,由井筒进水、顶板渗水及巷道两侧进水组成,另外,部分煤层中也含水。
水源为顶板砂岩裂隙水,富水性弱。
根据现有地质资料分析,未发现断层、陷落柱等地质构造,对煤层的开采影响不大。
一般涌水量为10m3/h,最大涌水量为15m3/h。
第三章巷道布置情况
2106运输巷从现在掌子头向前掘进,与2106运输巷平行,中--中相距93米,沿烟煤层顶板掘进到设计位置停掘。
附:
巷道断面图、巷道平面布置图
第四章巷道支护
第一节支护设计结论
2106运输巷采用矩形断面树脂加长锚固锚杆组合支护系统,并进行锚索补强,矩形断面宽为3.2m,高为2.0m。
第二节临时支护方式
1临时支护与永久支护的关系
锚网支护巷道永久支护到掌子头最大控顶距为1.2m,最小控顶距为0.2m,掘进时要及时进行临时支护,管理好顶板。
2临时支护方式
临时支护采用金属前探梁,前探梁采用3根长度不小于3m、直径为2寸的空心钢管,均匀布置于工作面,用不少于2副前探梁卡固定在永久支护上,接着把事先连接好钢筋托梁的顶网挂上。
3前探梁强度计算
2.1顶压计算
掘进工作面空顶内的顶压,可根据松散介质理论计算:
P=K/f×a²r
P—顶压,KN/m
f—冒落拱范围内顶板岩石坚固系数,取8
K—顶压系数,中硬岩石取K=4/3
巷道跨度之半,a=2.25m
r—冒落拱范围内顶板岩石容重,取r=25KN/m3
P=4/3/8×2.25²×25=10.67KN/m
2.1.2依据作业规程要求,掘进工作面使用三根前探梁,则每根前探梁所承受的载荷为P/3,即3.56KN/m,掘进工作面的最大控顶距为1.2米,则每根前探梁上的线载荷为q=4.27KN.
2.1.3前探梁的力学模型可简化为一悬臂梁,可计算出前探梁的最大弯距为M=q/2×X=4.27/2×1.2=2.56KN/m,前探梁所承受的最大应力为φ=M/W,W为前探梁的抗弯模量,经计算W=25.8×10-6m3。
φ=2.56/(25.8×10-6)=99.2MP
而钢管的容许应力[φ]=180MP,所以前探梁的强度满足要求。
第三节永久支护
12106运输巷锚网支护段巷道支护方式
1.1顶板支护:
锚杆形式、规格及锚固方式:
杆体为18#左旋无纵筋螺纹钢筋,长度1.8m,杆尾螺纹M20,树脂加长锚固,一支规格为K2335,另一支规格为Z2360,钻孔直径为φ28mm,锚固长度为1092mm。
钢筋托梁规格:
采用φ14mm的钢筋焊接而成,宽度80mm,长度3.0m。
托板:
采用拱型高强度托盘
锚杆角度:
垂直顶板。
网片规格:
采用经纬金属网护顶,规格为3.2×1.0m2。
锚杆布置:
锚杆排距1.0m,每排4根锚杆,间距0.9m。
锚索形式与规格:
锚索材料为φ15.24mm,1×7股高强度低松驰预应力钢绞线,长度6.3m,树脂加长锚固,采用一支K2335和两支Z2360树脂药卷锚固,钻孔直径φ28㎜,锚固长度1486mm。
锚索布置:
每5m打一根锚索,锚索安装在顶板正中,锚索托板采用16#槽钢制作,长度300mm,配合120*120*10mm高强度托板及配套锁具。
1.2巷帮不支护。
32106运输巷锚杆支护段材料清单
序号
名称
型号
每排数
每米数
100m巷道数
10%富余
1
螺纹钢锚杆
18#-M20-1800
4
4
400
440
2
树脂药卷
K2335
4.2
4.2
420
462
3
树脂药卷
Z2360
4.4
4.4
440
484
4
钢筋托梁
SB-14-80-3000-4
1
1
100
110
5
金属网
3.2×1.0m
1
1
100
110
6
锚索
6.3m
0.2
0.2
20
22
7
托板
300mm
0.2
0.2
20
22
第五章矿压监测
第一节观测对象
观测对象为2106运输巷锚网支护段巷道。
第二节观测内容
锚杆支护巷道的矿压监测分为综合监测和日常监测,前者的主要作用是验证和修改锚杆支护初始设计,后者主要是用于监测巷道安全,包括锚杆锚固力检测、锚杆预紧力矩检测及顶板离层监测三部分内容,队组要设专人管理。
要求各类矿压监测资料必须真实可靠。
第三节观测方法
1矿压监测仪器
名称
型号
数量
厂家
锚杆拉拔仪
ML(MLY)-30T
2台
常州.武进
锚索张拉机具
MS15-180/63
2台
常州.武进
锚杆力矩扳手
1000N.m
1个
北京开采所
顶板离层指示仪
LBY-3
14个
离层仪安装杆
2套
钢卷尺
5m
4
外购
皮卷尺
50m
1
外购
2顶板离层监测
顶板离层采用LBY-3型顶板离层仪进行监测,顶板离层仪安装位置距迎头不得大于1.5m,否则无法捕捉离层的全过程。
巷道每隔50m要安设一个顶板离层指示仪,在巷道交岔点必须安设顶板离层指示仪,且同一条巷道内只能安装同一种型号的顶板离层指示仪。
在距掘进工作面50m内,每班观测一次顶板离层值,并做好记录。
50m以外,频率为每周一次,由跟班队干和班长负责观察,以便及早发现异常情况,确保安全,并建立观测台帐当班验收员如实填写,便于资料分析。
3日常监测
日常监测包括四部分内容:
锚杆锚固力抽检,顶板离层监测,锚杆预紧力矩检测和表面位移监测。
3.1锚杆锚固力抽检
巷道掘进施工过程中安排专人,按不小于10%的比例和不大于两天的时间间隔对锚杆锚固力进行抽检,抽检时只做非破坏性拉拔,现场检测,高强度锚杆拉拔加载至80KN为止。
发现不合格的锚杆要及时补打,并将抽检结果记录好。
3.2顶板离层监测同综合监测。
3.3锚杆预紧力矩检测
锚杆预紧力矩检测采用力矩扳手,巷道施工过程中要安排专人。
每小班抽检一组(3根),锚杆预紧力矩不得小于350N.m。
若其中一个螺母扭矩不合格,将其重新拧紧即可,若有两个或两个以上不合格,应将本班安装的所有螺母重新拧紧一遍,并做好相应的记录。
3.4巷道表面位移监测断面布置如图所示,布置在2106运输巷开口位置向里400处,在巷道顶板和两帮分别用锚杆机或其它机具打400mm深φ30mm的孔,将500~600mm长的木桩打入孔中,外露100~200mm,在顶板和两帮木桩端面上钉上铁钉,以便测量,两监测断面沿巷道轴线间距隔0.6~1.0m。
观测方法:
在两帮钉C和D之间拉紧测线,用钢卷尺测量顶板下沉量AO,在顶板测点A上挂测线,测线上挂上铅锤,用钢卷尺测量两帮移近量CD和上帮移近量CO,将测量结果填入原始数据记录中。
测站应紧跟迎头安设,在距工作面50m内每天测量一次,在巷道表面位移趋于稳定期(一般一个月左右)应每周观测2~3次,巷道变形稳定后,每周测1~2次,检测结果和记录必须由专人保存,以便以后查阅使用。
表面位移观测断面图:
400
400400
第四节数据处理
1由掘进队验收员负责采集资料,技术员进行分析处理。
2在观测过程中,若发现离层值进入警戒区时,要停止掘进,对该测站前后20m范围内及时补打锚杆或锚索的措施进行加固,并及时与设计部门联系对锚杆设计参数进行修改。
3在观测过程中,若发现离层值进入危险区内时,应由矿总工程师召集有关科室分析原因,并及时采取相应的安全措施。
4在地质条件发生变化时,缩短测站距离,加大观测频度。
5每月对监测资料进行分析总结,做出分析报告。
有异常时,及时提交相关领导与部门负责人,并及时修改锚杆支护设计参数。
第六章掘进施工方式
第一节工艺流程
一施工方式
(一)炮掘:
1.1打眼采用1.2kw手持式煤电钻,1.5m长湿式麻花钻杆,合金钢钻头,配备煤电钻综合保护一台。
1.2放炮器材:
采用矿用乳化炸药,毫秒延期电雷管,MBF-200型电容式起爆器。
1.3打眼方法:
根据巷道中腰线及炮眼布置图,用尖镐找好眼位,然后进行打眼,打眼必须采用湿式打眼。
1.4装药、联线和放炮:
按爆破说明书的规定装药、联线和放炮。
1.5装运煤方式:
采用人工翻煤配合煤溜出煤方式。
1.6施工顺序:
打眼→装药→洒水→放炮→洒水→临时支护→运料及出煤→永久支护→延长煤溜。
2锚杆支护施工工艺
2.1打顶锚杆:
临时支护完毕后,安排专人将顶帮刷平刷齐,然后根据设计要求打顶板中部锚杆,再打设其它锚杆。
在打锚杆时,也可以根据实际情况,先打一侧后打其它锚杆。
2.2联网:
锚杆紧固完毕后,把顶网联好,铺网要紧贴煤壁,联网网丝拧紧不少于2~3圈,扣扣相联并梳理成辫。
2.3树脂锚杆安装工艺
2.3.1顶板锚杆用锚杆钻机钻孔、安装一次完成。
2.3.2顶板锚杆孔采用Φ27mm钻头,单体风动锚杆机和钻杆完成。
先用0.8m短钻杆,后换用1.2、2.0m的长钻杆。
钻孔时,先使钻头插入相应的钢筋托梁孔中,然后开动锚杆机打眼,孔头钻到预定深度后下缩锚杆机,同时清孔。
孔深要求不超过规定的+50mm。
2.3.3上锚固剂:
锚杆孔钻好后,放入树脂药卷,锚杆杆体套上托板,带上螺母,杆尾通过安装器与锚杆机机头连接,杆端插入已装好药卷的锚杆孔内,升起锚杆机,将药卷送到孔底,利用锚杆机搅拌树脂药卷,搅拌时间按厂家要求严格控制,搅拌过程要连续,中途不得间断。
2.3.2.3旋紧螺母,停止搅拌后等待1分钟左右,利用锚杆机拧紧螺母,使锚杆具有一定的预紧力,拧紧力矩不小于350N.m。
锚杆排距误差不超设计±100mm。
2.3.5锚杆应紧跟掘进头及时支护,最大控顶距不超过1.2m,当顶板破碎时应适当缩小控顶范围和锚杆排距。
2.5锚索安装工艺:
根据2106运输巷的现场实际情况,锚索应及时安装,锚索离工作面距离最大不超过10m。
采用气动锚杆钻机配合B19中空六方接长钻杆和φ27mm双翼钻头钻孔,孔深控制在6000±30mm,孔钻好后,先放入一个K2335速凝药卷,然后放两个Z2360中速药卷,插入锚索将树脂药卷推到孔底,锚索下端的专用搅拌器与锚杆机连接,开机搅拌,先慢后快,待锚索全部进入钻孔后,采用全速搅拌15~20s。
停止搅拌后等待1分钟,收缩锚杆机,卸下搅拌器,搅拌后锚索外露长度应控制在250~300mm,装上托板、锚具,用张拉千斤张紧锚索至设计预紧力80~100KN(30~35MPa)之后卸下千斤,锚索间距误差不超过设计的±30mm。
第二节施工设备
1胶带运输机技术特征
SDJ-650/2×40型胶带运输机技术特征表
运输距离
600m
贮带长度
50m
胶带速度
1.6m/s
传动滚直径
500mm
主电机型号
DSB-40
总包角
480°
主电机转速
1480r/min
上托辊间距
1.5m
主电机功率
2×40KW
下托辊间距
3.0m
胶带规格
阻燃800
减速机速比
24.56
胶带强度
1479kgf/cm2
机尾搭接长度
11m
生产厂家
徐州矿山设备二厂
总重量
155T
32106运输巷设备明细表
2106运输巷设备明细表
序号
名称
型号
数量
能力
电压
功率
备注
1
皮带
SDJ-650/2×40
1
250t/h
660V
2×40kw
徐州
2
皮带开关
QBZ—200
1
660V
3
张紧绞车
JH2—5
1
660V
5KW
4
张紧开关
QBZ-80
1
660V
5
煤溜
SGB-30D
1
660V
30KW
6
煤溜开关
QBZ—120
1
660V
7
移变
KSGZY—500/660
1
500KVA
1140/660V
500KW
上海
8
断路开关
KBD4—400
2
660V
9
信号综保
BBZ-4
1
660/127V
10
局扇
FBD·No.8(2×7.5kw)
2
660V
2×7.5KW
备用一台
11
断路开关
KBD—350
2
660V
12
风机专用开关
QBZ-80/660/(380)F
1
660/380V
60/45KW
13
备用供电器
KDW12
1
660V
14
主机
KJF23B
1
660V
4锚杆支护施工机具
锚杆支护施工机具
名称
型号
数量
产地
钻杆
B19、0.8、1.2、2.0m
30套
邢台
锚杆钻机
MQT—120
2台
石家庄
接长钻杆
B19、1×7m
3套
邢台
钻头
φ27mm双翼
30个
邢台
煤电钻钻杆
Φ26mm.2.0m麻花
30套
煤电钻钻头
Φ27mm
100个
YDS锚索张拉设备
一套
第三节作业方式
锚网支护段:
一个循环割2.0m,永久支护2.0m。
第四节装运煤方式
1掘进出煤系统:
工作面→2106运输巷→运输大巷。
第七章生产系统
第一节一通三防系统
1巷道通风
1.1风量计算及局部通风机选型:
1.1.1按瓦斯涌出量计算
Q掘=(Q瓦-Q抽))×K/C
式中:
Q掘—工作面实际需要风量,m³/min
Q瓦—掘进工作面瓦斯绝对涌出量,Q瓦=16m³/min
Q抽=1.3m³/min(根据7603运巷边掘边抽参数确定)
C—掘进工作面回风流中瓦斯允许浓度,取0.8%
K—掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数,K=1.3
Q掘=(16-1.3)×1.3/0.8%=2388m³/min
1.1.2按人数进行计算
Q掘=4N
式中:
N—掘进工作面同时工作的人数,取50
Q掘=4×25=100m³/min
1.1.3按局部通风机的供风量
Q局=1.2Q掘
式中:
Q掘—掘进工作面正头的需要风量,取上面计算出的最大值,m³/min
Q局—局部通风机供风量,m³/min
1.2—风筒最大漏风率15%时的系数
因此,Q局=1.2×2388=2866m³/min
1.1.4掘进工作面最小全压需要风量计算:
Q全=Q局+15S
式中:
Q全—掘进工作面全压需风量(掘进面全压系统单独回风量),m³/min
Q局—为一个掘进工作面同时供风的各台局通风机实际吸风量之和,m³/min
S——局部通风机到掘进面回风口之间的巷道净面积,m²
Q全=2866+15×14.4=3082
1.1.5按风速进行验算
0.25×60×S 式中: S—掘进巷道净断面积,S=14.4m² 计算所得216 由上述计算得知掘进工作面所需供风量应不小于2388m³/min,根据巷道断面及设备配备情况暂选用FBD·No.8(2×45KW)型对旋式风机一台向工作面供风;掘进一定距离后,根据工作面瓦斯情况采用FBD·No.8(2×45KW)型对旋式风机两台向工作面供风,并选直径为1000mm的柔性胶质抗静电阻燃强力风筒。 在掘进过程中坚持“以风定产”的原则,瓦斯涌出量大时,掘进机要降低割煤速度,确保瓦斯浓度在规定范围内。 1.2通风线路、通风设备设施及其管理 1.2.1通风方式: 采用压入式通风。 1.2.2通风线路: 局部通风机把新鲜风流经风筒压到工作面,回风经2106运输巷、2106运输巷车场、76轨道巷排出。 附: 通风系统示意图 1.2.3通风设备设施: FBD·No.8(2×45KW)对旋式风机各两台;直径为1000mm的柔性胶质抗静电阻燃强力风筒2200m;木质调节风门两道。 1.3局部通风机安装及管理要求 1.3.1局部通风机安装位置: 局部通风机和启动装置安装在2106运输巷风机硐室内,吊挂要牢固,高度1.2m。 1.3.2风筒吊挂方式: 风筒必须采用抗静电、阻燃风筒,悬挂采用8#或10#铅丝,风筒接口要反压边,严密不漏风,逢环必挂,保证平直,不准随便拆开、损坏风筒。 风筒出口到工作面掘进头距离不得少于5m。 1.3.3局扇通风管理要求: 1.3.3.1局部通风机实行三专供电(专用变压器,专用开关、专用线路),掘进工作面应装设两闭锁(风电闭锁、瓦斯电闭锁)设施,当局部通风机停止运转或掘进巷道内瓦斯超限时,能立即切断局部通风机供风巷道中的一切非本质安全型电源。 1.3.3.2开工前局部通风机必须安设局扇双电源自动切换装置,实现双风机双回路电源自动切换。 开工前,必须先安装好局扇,保持正常供风,方可进行开口作业。 在安装时必须安装铁三通,自动化科安装好监测监控装置及瓦斯、局扇开停等传感器。 1.3.3.3局部通风机必须设专人负责,并持证上岗,实行挂牌管理,管理人员要在管理牌板上签字,并执行现场交接班制度。 1.3.3.4局部通风机必须保持24h连续运转并对主副风机开关,切换装置等都标识清楚。 管理单位必须建立局扇管理台帐和检查维护记录。 1.3.3.5严禁同时打开两道风门或长时间打开一道风门,施工人员必须爱护通风设施,通过风门后要随手关闭风门。 风门前后5m、风门中间不许堆放物料,发现风门或风筒损坏,应立即向通风调度汇报,及时安排人员进行处理。 1.3.3.6局部通风机每天必须安排专人进行日常检查维护,必须及时填写相关记录。 1.3.3.7局部通风机在井下连续运转一个月,由使用单位的机电工至少检修一次;局部通风机累计运转达六个月时,必须上井由矿机电维修单位进行检修。 1.4工作面有计划停风措施 1.4.1有计划停风时要明确停风时间,并派专人办理相关手续。 在班前会上学习此措施,值班队干、机电队长负责检查措施的落实情况。 局部通风机停电停风前,跟班队干负责将停风区的人员撤至全风压供风信道处,并安排专人进行警戒,设置明显警示标志,防止人员误入;局部通风机停电、停风后,局部通风机管理人员要立即向安全通风调度进行汇报。 队部值班队干要做好记录。 1.4.2在恢复通风前必须先查看主机显示资料,并经过瓦检员检查瓦斯浓度。 若主机显示瓦斯浓度超过3.0%时,严禁人员进入,按瓦斯排放措施进行瓦斯排放。 主机显示瓦斯浓度不超过1.0%时,由瓦斯员进入停风区进行检查。 2综合防尘 2.1防尘设施及管路 防尘设施有机头喷雾、净化水幕及沿巷的防尘洒水管路等。 炮掘时在距工作面前掌子头20m以内应安设放炮自动喷雾装置。 从运输大巷接一趟2寸静压水管至工作面各转载点,并在沿途每隔50m设三通阀门,供水管路直径为2寸,水量不小于0.6m³/min。 2.2防尘管理 2.2.1水路不通、防尘系统不完善,防尘设施不齐全,不准开工。 2.2综掘时: 2.2.1综掘机必须有齐全完好的外喷雾装置,喷雾要完全覆盖滚筒,雾化程度高,使用正常。 2.2.2工作面必须安设除尘风机,并设专人管理,保证正常使用,除尘风机不开时,掘进机不得割煤。 2.2.3掘进机截齿必须锋利,对磨损严重或损坏的截齿要及时更换。 2.2.4机组司机必须佩戴防尘口罩。 2.2.5距工作面50m范围内,应安设风流净化水幕,实行风流净化,要求水幕雾化效果好,使用正常,并能封闭全断面。 2.2.6在巷道内敷设防尘洒水管路,并悬挂洒水管路标志牌如“1#洒水管”。 管路必须安设平直,吊挂牢固,拐弯处设弯头,接口严密不漏水,每50m设置一个三通阀门。 并固定在巷道非人行道帮距顶板往下1.4m处,严禁使用细径管路连接,供水管和排水管必须单独安设,不得混用。 2.2.7各转载点必须有完好的喷雾洒水装置,其位置要固定正确,使用正常。 掘进工作面开口处、皮带机头、机尾、煤溜机头附近15m以内应安设一个三通阀门,三通阀门的位置应便于使用和维修,并且有明显易辩的标志,每个三通阀门必须连接一根不小于6分的软管,其出口禁止射向电气设备。 2.2.8每班要有防尘工进行除尘工作,距工作面50m以内的巷道每班冲洗一次,50~100m内的巷道每天冲洗一次,100m以外的巷道每周冲洗一次,防止煤尘堆积。 2.2.9机组割煤、出煤及炮掘出煤过程中,各转载点必须根据煤岩湿润情况及时开启喷雾。 附: 防尘设施系统图、瓦斯监测监控系统图 3防治瓦斯 3.1瓦斯监测 3.1.1瓦斯监测监控设备及其安设方式 在掘进工作面距掌子头小于5m处和距2106运输巷车场口往里10~15m处各安设一台KGJ200A(G)智能型甲烷传感器(分别为T1、T2),在2106运输巷1000m处安设一台KGJ200A(G)型智能型甲烷传感器T3。 在2106运输巷适宜地点安设一台KJF23B型瓦斯报警闭锁分站,KDW12备用供电器及一台KDD2型备用电池。 在总开上安设一台KGD7型断电器,在风机切换风筒后第一节风筒上安设KG5009型风量开关,在主、副风机上各安设一台开停传感器。 掘进机上安设一台KhJ1型机载式断电仪(见瓦斯监测监控图)。 3.1.2超限报警处理程序 瓦斯传感器能够通过分站实现自动检测,报警断电。 具体报警浓度、断电浓度、断电范围、复电浓度如下: 瓦斯预警浓度: T1≥1.0%CH4T2≥0.8%CH4T3≥0.8%CH4 瓦斯断电浓度: T1≥1.2%CH4;T2≥0.8%CH4T3≥0.8%CH4 复电浓度: T1<0.8%CH4T2<0.8%CH4T3<0.8%CH4 断电范围: T1掘进巷道内全部非本质安全型电气设备
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