回风顺槽作业规程讲解.docx
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回风顺槽作业规程讲解.docx
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回风顺槽作业规程讲解
第一章概况…………………………………………………3
第一节概述……………………………………………………………3
第二节编写依据………………………………………………………3
第二章地面位置及地质情况………………………………3
第一节地面相对位置…………………………………………………3
第二节地质构造及煤层…………………………………………3
第三节水文地质情况………………………………………………5
第四节瓦斯、煤尘、煤的自燃性、地温及地压…………………5
第三章巷道断面及支护形式………………………………5
第一节巷道断面…………………………………………5
第二节巷道支护形式…………………………………………6
第三节巷道质量检验标准…………………………………………7
第四章施工方法与施工工艺………………………………………8
第一节施工方法…………………………………………8
第二节机掘施工方式………………………………………8
第三节炮掘施工方式………………………………………8
第四节支护工艺…………………………………………12
第五节装载与运输………………………………………13
第六节管线及轨道敷设…………………………………13
第七节设备及工具配备…………………………………14
第五章劳动组织及主要技术经济指标………………14
第一节劳动组织…………………………………………14
第二节作业循环…………………………………………15
第三节主要技术经济指标………………………………15
第六章生产系统……………………………………………16
第一节通风………………………………………………16
第二节压风…………………………………………………………17
第三节综合防尘…………………………………………18
第四节防灭火……………………………………………18
第五节安全监控………………………………………………18
第六节供电………………………………………………19
第七节供、排水系统……………………………………………20
第八节运输………………………………………………20
第九节照明通信和信号…………………………………20
第七章灾害应急措施及避灾路线…………………………21
第一节灾害应急措施…………………………………21
第二节避灾路线………………………………………23
第八章安全技术措施……………………………………24
第一节施工准备…………………………………………24
第二节一通三防…………………………………………24
第三节顶板………………………………………………26
第四节震动爆破………………………………………………27
第五节防治水…………………………………………27
第六节机电……………………………………………28
第七节运输………………………………………………32
第八节掘进机维护检修与管理制度………………………34
第九节各工种安全注意事项………………………36
第十节质量、安全、工期保证措施…………………………39
第十一节其它………………………………………………………41
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称、位置及相邻关系
所施工巷道为50101工作面回风顺槽,开口点坐标为(X=4414338.723,Y=19667976.019,Z=1132.739),方位角为294°09′39″,工程量为1660米,开口处位于回风大巷,开口段坡度为+10°,掘进至5#煤层顶板,沿5#煤层顶板掘进,超过停采线后沿5#煤层底板掘进。
详见50101工作面回风顺槽平面位置示意图、50101工作面回风顺槽预想剖面图。
二、巷道用途及服务年限
本巷道用于50101回采工作面回风,服务年限:
至50101工作面回采结束。
第二节编写依据
1、《何家堡煤矿采掘工程平面图》;
2、《矿山井巷工程施工及验收规范》(GB50213-2010);
3、《煤矿井巷工程质量检验评定标准》(MT5009-94);
4、《煤矿安全规程》;(2011版)
5、《建设工程监理规范》(GB50319-2000);
6、国家、省市和行业相关法律、法规、规范要求。
第二章煤层地质情况
第一节地面相对位置
巷道相应的地面位置为山梁、山沟地形。
该工程区域内无水系水源、无裂缝等导、补水体,无国家保护建筑物和公路、铁路,无工民建筑、无耕地、地物对工程无影响。
第二节地质构造及煤层
一、地层
本井田位于大同煤田大同矿区中南部的东南边缘,属于黄土半掩盖区,基岩出露于东南部及区内沟谷两侧。
赋存地层由老到新为:
奥陶系、石炭系、二叠系及新生界第四系。
二、含煤地层
井田含煤地层为二叠系下统山西组和石炭系上统太原组。
本工程施工区域所含煤层位于石炭系上统太原组。
太原组总厚97.41-137.78m,平均115.98m,共含煤6层,编号为2、4、5、6、8、9号煤层,其中4、5、8号煤层为主要可采煤层,2、9号煤层为局部可采煤层,其它煤层为不可采煤层。
煤层总厚平均为30.82m,含煤系数为27%。
三、地质构造
回风顺槽沿着F1断层下盘掘进,F1断层特征如下:
断层
编号
性质
位置
走向
倾向
倾角
(°)
落差
(m)
井田延伸
长度(m)
控制依据
备注
F1
正断层
北中部
NW
SW
71
50
1100
填图
井下掘进
原为小峪精查扩大区与鹅毛口精查区分界
该断层回风巷、运输巷全部实际揭露,断层破碎带宽度约120米左右,下盘伴生2个小断层,倾向NW,落差小于1米,对掘进没有影响。
四、煤层
工作面所在区域5#煤层标高1090-1150米,沿着顺槽方向煤层倾角-5°,回风顺槽至运输顺槽之间倾角约-5°,煤厚1.5-3米左右。
直接顶:
分布于井田的中部、北西部,岩性为泥岩、高岭质泥岩、砂质泥岩、粉砂岩,厚0.8-3.4m,一般厚度在1-1.5m之间,粉砂岩自然抗压强度57.3—69.9Mpa,抗剪强度2.36—10.9Mpa,抗拉强度3.27—5.30Mpa。
由于与3号煤层之间的间距短,受上部煤层采动影响,5号煤层直接顶板不稳定,特别是只有直接顶赋存的地区。
老顶:
岩性为粗砂岩、中砂岩、细砂岩,厚4.4-27.2m,分布范围比较小,主要在井田的东南部,该地段5号煤层大部已采。
底板:
岩性为高岭质泥岩、砂质泥岩、粉砂岩,部分地段为砂砾岩、中细砂岩、粗砂岩,底板厚0.5-6.2m,砂质泥岩自然抗压强度7.8—17.8Mpa,抗剪强度0.85—1.10Mpa,抗拉强度0.11—0.32Mpa。
第三节水文地质情况
5#煤层顶板属于弱含水层,在本矿掘进实际揭露中局部含水,涌水量很小,对生产没有威胁。
第四节瓦斯、煤尘、煤的自燃性、地温及地压
一、瓦斯
根据山西省煤炭工业厅2013年1月9日晋煤瓦发[2013]49号文件《关于朔州市2012年度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》和朔州市煤炭工业局朔煤发[2013]124号文件,关于转发山西省煤炭工业厅《关于朔州市2012年度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》的通知及怀仁县煤炭工业局怀煤字[2013]84号文件,转发《关于朔州市2012年度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》的通知。
该矿井瓦斯绝对涌出量为0.46m3/min,鉴定等级为瓦斯矿井。
二、煤尘
据山西省煤炭工业局综合测试中心检验报告,原矾水湾煤矿和山西怀仁兴何煤业有限责任公司在井下工作面采样进行煤尘爆炸性测试,结果各煤层煤尘都有爆炸性。
三、煤的自燃性
据山西省煤炭工业局综合测试中心检验报告,原矾水湾煤矿和山西怀仁兴何煤业有限责任公司在井下工作面采样进行煤尘自燃倾向性鉴定,检验成果见下表,各煤层均为自燃和容易自燃煤层。
四、地温、地压
据地质报告,井田地温、地压无异常现象。
第三章巷道断面及支护形式
第一节巷道断面
50101工作面回风顺槽为矩形断面,掘进宽度3800mm,掘进高度2900mm,掘进断面积11.02m2。
详见50101工作面回风顺槽断面图。
第二节巷道支护形式
50101工作面回风顺槽采用锚网+梯形梁支护,锚杆采用φ20mm×2000mm右旋无纵肋螺纹钢等强锚杆,顶锚杆间排距为700×800mm,帮锚杆间排距为800×800mm,锚杆托盘规格为150×150×8mm弓形铁托盘,孔径22mm,每根锚杆配2360型树脂药卷2只(里端1个超快药卷,外端1个快速药卷)。
顶板及两帮采用丝径3.0mm的金属网,网格50×50mm。
顶板使用φ14mm圆钢制作的梯形梁,梯形梁长度3600mm。
锚索采用高强度低松弛预应力钢绞线,公称直径17.8mm,锚索长度为6.3m,锚索间排距为1400×4000mm,采用五花布置形式,每根锚索配2360型树脂药卷3只,(里端1个超快药卷,外端2个快速药卷)。
锚索托盘:
300×300×15mm的钢板。
巷道支护形式详见50101工作面回风顺槽顶锚杆、锚索平面布置图。
材料消耗详见巷道延米支护材料消耗表。
50101工作面回风顺槽巷道延米支护材料消耗表
材料
名称
规格
数量
材料
名称
规格
数量
锚杆
Φ20×2000mm
17.5套
金属网
Φ3.0mm
9.6平米
锚索
Φ17.8×6300mm
0.375套
锚固剂
CK2360
36.125个
梯形梁
Φ14×3600mm
1.25根
如遇50101工作面回风顺槽顶板以上为煤层及黑色泥岩,岩性不稳定,疏松破碎时,为保证施工安全,根据顶板岩性变化采取加强支护措施,具体措施如下:
1、及时进行永久支护
1)巷道每掘进0.8米(锚杆排距),即进行顶帮锚杆、网片支护。
2)巷道每掘进4.0米(锚索排距),即进行锚索支护。
2、加强支护
1)采用加长锚索悬吊槽钢
当顶板煤层及黑色泥岩厚度增大,原设计锚索长度不能锚固于稳定岩层时,采用加长锚索悬吊槽钢,锚索采用矩形布置,锚索排距为2.4m。
工作面准备6.3米、8.3米、10.3米、12.3米的锚索各20根,根据顶板岩性选用相应长度锚索,确保锚索锚固在稳定岩层,且锚固长度不小于1.8m,槽钢采用16#槽钢,槽钢长度为2.5米,采用锚索悬吊槽钢,槽钢上面用木板接顶背实。
2)当加长锚索不能锚固于稳定岩层,或顶板严重破碎,有冒顶现象时,采取架工字钢棚支护。
架工字钢棚采用12#矿用工字钢制作钢棚,棚间距为800mm(中对中)。
如冒顶严重,顶板压力增大时,缩小棚间距,钢棚加密,钢棚数量根据现场地质情况决定。
第三节巷道质量检验标准
本工程要严格按照设计施工图纸施工,认真执行《山西省煤矿安全质量标准化标准及考核评级办法》。
巷道施工各分项工程质量检验评定标准
1)巷道掘进
掘进规格允许偏差
项目
合格(mm)
宽度
中线至任一帮距离
0~+200
高度
腰线至顶、底板距离
0~+200
2)锚杆支护工程
项次
项目
允许偏差(mm)
检验方法
1
间距、排距
±100
2
锚杆孔深度
0~+50
3
锚杆方向与井巷轮廓线(或岩层层理)角度(限制)
≥75°
4
锚杆外露长度
螺母外锚杆丝扣
10-40mm
锚杆杆体配件的材质、规格、结构、性能都必须符合设计要求。
锚杆要垂直岩面,向心布置,托盘密贴岩面,锚杆扭矩≥100N·m,锚杆锚固力≥50KN,网片要铺设平直,搭接长度不小于100mm。
网与网搭接处每300mm用双股绑丝打结。
3)锚索支护工程
预应力锚索的材质、规格、结构、强度必须符合设计要求,钻孔轴线与设计轴线的偏差角不应大于3°,锚索安装深度不小于设计深度的95%。
锚索锁定后的预应力的最小值不小于设计的90%。
锚索锚固力≥150KN,预紧力≥100KN。
锚索露出索具150-250mm。
第四章施工方法及施工工艺
第一节施工方法
1、开口段一定距离内,巷道岩性为砂岩和泥岩,采用爆破掘进。
2、巷道进入煤层后采用掘进机按设计要求的规格断面一次切割成巷,正常情况下,要按机掘切割顺序图进行,保证巷道宽度、高度满足设计要求。
3、当岩石坚硬掘进机无法掘进时,先采用放炮松动爆破,然后再利用掘进机施工。
4、在遇断层等地质构造时,机掘施工难以进行,施工方法改为人工打
眼爆破的方法进行作业。
每班施工前首先在工作面进行超前短探,探孔深15米,每班最多掘进10米,短探终孔位置始终保持超前掘进工作面5米距离。
每次短探布置5个孔,详见超前短探平、剖、断面图。
第二节机掘施工方式
掘进机采用EBZ200型掘进机进行作业。
掘进时,掘进机每刀割进深度0.6m,截割头由工作面底部进刀,由下向上顺序横向切割,形成断面后,将巷道顶、底按水平方向,两帮沿竖直方向进行修整,使巷道断面达到设计要求。
工艺顺序:
安全检查→验收上班进度、支护规格、巷道质量→校正激光指向仪→试机→进刀割煤、出煤→安全检查→安装前探支护→按中线标定锚杆眼位→稳钻打锚杆眼→检查本循环巷道成型和支护质量→进行下一循环作业。
附:
工艺流程图
掘进机截割程序断面图
第三节炮掘施工方式
一、施工方式
施工采用YT-28型风钻打眼、放炮,MQT-120型锚杆钻机打锚杆、锚索。
采用扒渣机及刮板输送机出渣,运料采用矿车运至工作面。
施工工艺流程如下:
打眼→放炮→通风排烟→敲帮问顶、清除浮矸/检查处理瞎炮→临时支护→打顶锚杆孔、清孔→安装顶部锚杆、网→打两帮锚杆孔、清孔→安装帮锚杆、网片→排矸。
二、爆破作业
爆破采用光面爆破法,使用Ⅱ级煤矿许用岩石炸药,毫秒延期电雷管,起爆器选用MFd-200型起爆器。
1)装药:
装药前必须对工作面附近20米范围内进行瓦斯检查,用压风或掏勺将炮眼内的煤(岩)粉清除干净。
然后按照作业规程中爆破说明书规定的各号炮眼装药量、起爆方式进行装药。
各炮眼的雷管段号要与爆破说明书规定的起爆顺序相符合。
装药时要一手拉脚线,一手拿木制或竹制炮棍将药卷轻轻推入眼底,用力要均匀,使药卷紧密相接。
药包装完后要将两脚线末端扭结。
2)封泥:
炮眼封泥用水炮泥,装填炮泥时,一手拉脚线,一手拿炮棍推填炮泥,用力轻轻捣实。
封泥的装填顺序是:
先紧靠药卷填上30~40毫米的水炮泥,然后装填水炮泥一至数个,在水炮泥的外端再填塞炮泥。
装填炮泥时不要用力过大,以防压破。
眼深0.6~1.0m时,封泥长度不得小于眼深的二分之一;眼深超过1m时,封泥长度不得小于0.5m;眼深超过2.5m时,封泥长度不得小于1m。
3)敷设爆破母线:
爆破母线采用铜芯绝缘双线,母线长度不少于110m,接头数不超过1个且不得有明接头。
爆破母线和连接线、电雷管脚线和连接线、脚线和脚线之间的接头必须相互扭紧并悬挂,不得与轨道、金属管、金属网、钢丝绳等导电体相接触。
爆破母线必须由里向外敷设,其两端头在与脚线、发爆器连接前必须扭结短路。
4)设置警戒及安全检查:
放炮前,要对放炮地点进行全面检查,发现不安全隐患及时处理,放炮前要保护设备,煤电钻、电缆、工具等都要转移至安全地点。
放炮时班组长要亲自布置责任心强的人,在警戒线和可能进入放炮地点的通道上担任警戒工作并设置警戒线。
放炮前,所有人员都要撤到警戒线以外直线100m、曲线75m处,人数清点准确后,放炮员得到班、组长的通知,才能放炮。
放炮警戒示意图见附图4-1。
5)爆破:
母线与脚线连接后,爆破工最后退出工作面,并沿途检查爆破母线是否符合要求。
爆破工撤至发爆地点后,随即发出第一次爆破信号。
爆破工接到班组长的爆破命令后,将母线与发爆器相接,并将发爆器钥匙插入发爆器,转至充电位置。
5秒后,第二次发出爆破信号,发爆器指示灯亮稳定后,将发爆器手把转至放电位置,电雷管起爆。
起爆后,拔出钥匙将母线从发爆器接线柱上摘下,并扭结短路;拔出放炮钥匙。
6)验炮:
爆破后,待工作面的炮烟被吹散,必须首先巡视爆破地点,检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支架、拒爆、残爆等情况。
如有危险情况,必须立即处理。
处理完毕后,解除警戒,其他人员方可进入工作面作业。
7)注意事项:
严格执行“一炮三检”和“三人连锁”制度,瓦斯浓度达到1﹪时,不准放炮。
放炮母线要足够长,保证达到规定的安全距离,发爆器的钥匙必须由放炮员随身携带。
放炮母线连接脚线、检查线路和通电工作只许放炮员一人操作。
放炮以后,及时通风排烟,放炮员和班组长必须巡视放炮地点,检查通风、瓦斯、煤尘、顶板等,如有危险必须立即处理。
放炮后工作面残留在矸石中的炸药和雷管要收集起来,下班后连同剩余爆炸材料一起交回炸药库。
爆破原始条件
序号
名称
单位
数量
1
掘进断面
米2
11.02
2
岩石坚固性系数f
f
<6
3
炮眼深度
米
1.8
4
炮眼个数
个
43
5
工作面瓦斯情况
低瓦斯
6
电雷管
个
43
7
每循环总药量
公斤
19.5
炮眼排列及装药量
眼号
炮眼
名称
炮眼深度(m)
装药量
倾角
爆破
顺序
联线
方式
眼数
(个)
(公斤/眼)
合计
(公斤)
水平
垂直
1~4
掏槽眼
2.0
4
0.6
2.4
Ⅰ
串联
5~12
辅助眼
1.8
8
0.6
4.8
Ⅱ
13~33
周边眼
1.8
21
0.3
6.3
Ⅲ
34~43
底眼
1.8
10
0.6
6
Ⅳ
共计
19.5
预期爆破效果
项目
单位
数量
备注
炮眼利用率
90%
每循环工作面进尺
米
1.62
每循环爆破实体
米3
17.85
每方实体炸药消耗量
公斤/米3
1.1
每米巷道炸药消耗量
公斤/米
12.0
每方实体雷管消耗
个/米3
2.4
每米巷道雷管消耗
个/米
27
第四节支护工艺
一、临时支护
临时支护采用4根长4.0m的吊环式前探梁作为临时支护,探梁采用3寸钢管制作,探梁间距1.0m。
使用方法:
爆破后立即将前探梁移至迎头,前探梁至迎头的端面距不大于300mm;每根探梁采用2个5寸吊环固定,上吊环的锚杆必须留有足够的丝扣,达到40-80mm,以保证吊环的牢固。
探梁之上采用木方及木楔充分接顶过实背牢。
迎头最大空顶距不大于0.8m。
详见临时支护示意图。
二、锚杆支护工艺
在掘进完成一个循环后要紧跟工作面进行顶帮锚网支护,采用MQT-120型锚杆钻机打眼和安装锚杆。
1)钻锚杆孔:
顶锚杆采用锚杆钻机钻眼,使用28mm钻头,帮锚杆采用风煤钻钻眼,使用28mm钻头,按照巷道的支护设计参数及位置钻凿眼孔,眼孔要圆直,眼径和药卷直径相匹配,误差为5毫米。
打完眼后要用压风将锚杆眼内的岩粉碴子和积水吹洗干净,吹洗时眼孔正下方附近严禁有人。
2)安装锚杆:
①检查锚杆机各部位完好情况,开机空载运转检查是否正常。
②用锚杆安装机将锚杆连同药卷一起送至眼底后再开动锚杆安装机用锚杆捅破树脂药卷并快速搅拌推进,推进搅拌速度要均匀,推力要适度,安装搅拌推进不能中断,应一锚到底。
锚杆前端至眼底后不得再进行搅拌,以免影响锚固效果。
③锚杆杆体推进搅拌到位后,锚杆安装机应抵住锚杆(不松动时间2分钟以上),等树脂药卷固化后,先将锚杆安装联结握住防止落下伤人,再慢慢退安装机,卸下安装联结器后,要及时在孔口将杆体楔住,固化前不要使杆体位移或晃动。
④安装退机15分钟后树脂基本固化后方可上托板和螺母。
⑤安装机使用结束后,各种操作开关处于关闭状态,清理干净后,搬离安装地点。
3)注意事项:
爆破作业后要及时进行锚网支护,锚杆至工作面空顶距离不得超过锚杆排距,严禁空顶作业。
安装锚杆前,要先对锚杆安装机进行检查,看各零部件是否齐全,紧固件是否松动,各操纵机构是否灵活可靠,外接水源和气源阀门是否良好,扳机和搬把是否处于关闭状态,油雾器内是否有足够的润滑油。
三、锚索支护工艺
采用置顶式气动锚杆钻机打锚索眼,钻杆采用六棱钻杆。
打眼前要先敲帮问顶,把喷体顶部破碎表层处理掉。
钻机开眼时要扶稳钻机,先开气腿,使钻头顶住岩面,垂直砼体顶部打眼,两肩锚索眼要垂直两巷道岩面,确保开眼位置正确,锚索眼必须与巷道面垂直角度偏差不得大于3°。
锚索为单根钢绞线端锚锚索,锚索末端套上专用驱动头,拧上导向管并卡牢。
将树脂药卷用钢绞线送入锚索孔底,使用树脂锚固剂进行锚固,锚杆打眼机搅拌。
装上托盘、锚具1小时后再进行张拉力测试,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做轴,挂好安全链,人员撤开,分级张拉,达到设计的预紧力或油缸行程结束时,迅速换向回程。
锚索张拉预紧力应控制在要求范围内,48小时后如发现预紧力下降,必须及时补拉。
张拉时发现锚固不合格,必须补打合格的锚索。
第五节装载与运输
工作面开口段采用刮板输送机出渣至回风大巷皮带机,再经联络巷单滚筒皮带机运至胶带大巷皮带机,再运至皮带暗斜井皮带,煤、矸石落入井下煤仓,经主斜井皮带运至地面。
当溜煤眼施工完成后,工作面煤和矸石经掘进机运至回风顺槽皮带,再经转载皮带运至溜煤眼,至运输大巷皮带,运至地面。
施工使用的物料通过副斜井井筒运至井底车场,再经联络巷和回风大巷,然后再运至工作面。
施工中使用的锚杆、网片等材料统一固定时间下放,要保证井下存有足够的支护材料。
矸石要当班清理干净,同时做到煤与矸石分开装运。
第六节管线及轨道敷设
风水管路可靠吊挂于巷道右帮,巷道内敷设18Kg/m的临时轨道,管线及轨道敷设要求如下:
1、供风、供水及排水管路的吊挂要采用专用的管卡与施工的眼孔吊挂。
卡间距≤5m,且螺丝必须戴满扣。
2、各类电缆、信号线必须悬挂在电缆钩上。
3、轨道轨距600mm,轨枕间距800㎜。
轨距误差不大于10mm、不小于5mm;轨道间隙不超过10mm;内外差不大于5mm。
轨道构件齐全、紧固有效。
第七节设备及工具配备
设备及工具配备情况见下表
序号
设备工具名称
规格型号
单位
数量
备 注
1
掘进机
EBZ200
台
1
用于工作面掘进、出渣
2
锚杆钻机
MQT-120/2.7
台
4
用于锚杆、锚索安装
3
风钻
YT28
台
2
用于放炮打眼
4
局部通风机
FBDNo.7.1/2×30
台
2
用于工作面通风
5
风镐
G10
台
2
用于工作面凿岩、起底
6
水泵
台
2
用于工作面抽水
第五章劳动组织及主要技术经济指标
第一节劳动组织
工作面按“三八制”组织生产,各班组人员配置详见《劳动组织表》。
在施工过程中,要将主要工种和辅助工种合理的组织在一起,既有明确的分工,又要在统一领导下密切配合和协作,共同完成各项施工任务。
劳动组织图表(机掘)
掘进机
司机
支护工
机修工
辅助工
班长
合计
早班
1
5
2
2
1
11
中班
1
5
0
2
1
9
夜班
1
5
0
2
1
9
小计
3
15
2
6
3
29
劳动组织表(炮掘)
工种班次
掘进
支护班
出渣班
喷砼班
合计
班长
1×3
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- 回风 作业 规程 讲解