43下03工作面设计说明书资料.docx
- 文档编号:15321074
- 上传时间:2023-07-03
- 格式:DOCX
- 页数:22
- 大小:30.71KB
43下03工作面设计说明书资料.docx
《43下03工作面设计说明书资料.docx》由会员分享,可在线阅读,更多相关《43下03工作面设计说明书资料.docx(22页珍藏版)》请在冰点文库上搜索。
43下03工作面设计说明书资料
一、工作面地质概况
43下103(南)工作面位于四采区中部,其上部为43上02、43上03和43上04工作面采空区,北邻43下03(北)综采工作面采空区,西邻43上04综采工作面采空区,东邻43上02综放工作面采空区。
43下103(南)工作面所采煤层为石炭二叠系山西组,工作面3下煤层分叉为3下1、3下2煤层,位于工作面中南部,夹矸厚度变化较大,厚0.7m~2.1m。
43下103工作面主要回采3下1煤层,3下1煤层,黑色,厚层、块状,油脂光泽,以暗煤为主,夹镜煤条带,内生裂隙发育,参差状断口。
煤层厚度1.00m~3.10m,平均1.52m;3下1煤层顶板之下1.05m~1.70m含一层厚度为0.03m~0.50m的泥岩夹矸;煤层结构复杂、厚度变化较大。
工作面中南部发育有3下2煤层,厚度为0~1.50m,平均厚度0.75m。
煤层普氏硬度f=2~3。
工作面老顶为冒落的中细砂岩浅灰~灰白色,为3上煤层顶板冒落的松散破碎岩块岩体厚14.65m~21.30m,平均17.97m;直接顶岩性为粉砂岩,深灰色,钙质胶结,含细砂岩条带,较硬,厚1.60m~7.40m,平均4.35m;直接底为灰黑色,泥质胶结,局部含薄层炭质泥岩和植物化石碎片,性脆易破碎,厚3.60m~12.10m,平均6.15m;老底为灰白色,钙质胶结,夹粉砂岩条带,致密、坚硬,厚15.62m~20.70m,平均16.84m。
该工作面回采过程中的直接充水水源为相邻的43上04、43上03、43上02采空区老空水和3煤底板砂岩水,采空区局部低洼地段预测可能有老空积水现象。
底板砂岩厚度15.62m~20.70m,总体富水性较弱,主要以底板裂隙渗水为主,为直接充水水源。
预计43下103(南)工作面最大涌水量约35.0m3/h,正常涌水量约5.0m3/h。
工作面煤层可采指数为1,变异系数为20.6%。
煤层倾角0°~10°,平均4°。
据2010年瓦斯等级鉴定结果为低瓦斯矿井,煤尘有爆炸危险,爆炸指数为37.42%。
煤层自燃倾向性为Ⅱ级,属自燃煤层,发火期为3~6个月。
-520~-660水平地温为26.6°C~30.4°C,平均28.5°C。
详见《43下103(南)综采工作面回采地质说明书》,并附《43下103(南)综采工作面采掘工程平面图、上下顺槽剖面图、柱状图》。
二、巷道布置
(一)工作面巷道布置
43下103(南)综采工作面两顺槽相互平行,西侧的顺槽作为轨道顺槽,东侧的顺槽为运输顺槽;工作面“刀把”部分轨顺采用原43下03(北)轨顺巷道,合面后轨顺巷中与原43下04(北)运顺巷中一致;工作面运顺与43下03(北)运顺巷中一致,两顺槽都沿3下1煤布置。
(二)巷道的几何参数及支护形式
1.顺槽
顺槽采用矿工钢梯形棚、钢带联合支护,上净宽3330mm,下净宽4500mm,中净宽3960mm,净高2900mm,净断面积11.35m2,架棚棚距600mm;巷道顶、帮部铺联金属菱形网,顶部按照排距1200mm,隔棚敷设一条长3000mm钢带,均匀布置4根φ20mm×2000mm全螺纹钢锚杆;帮部按照排距1200mm,隔棚打注3根φ20mm×2000mm全螺纹钢锚杆进行加固护帮。
2.开切眼
根据区内3下1煤厚度情况及原43下03(北)工作面停采位置,43下103(南)综采工作面切眼位置确定为:
切眼运顺侧南帮距43下03(北)工作面停采线77m,切眼轨顺侧较运顺侧向南调斜12.5m。
导硐在整个切眼的北部施工,采用矿工钢梯形棚、锚网联合支护方式,巷道上净宽3300mm,下净宽4500mm,净高2600mm,净断面积10.14m2;巷道顶部和北帮铺联金属菱形网,架棚棚距500mm;巷道顶部隔棚打注4根φ20mm×2000mm全螺纹钢锚杆,巷道北帮隔棚打注3根φ20mm×2000mm全螺纹钢锚杆进行加固护帮,并在导硐侧棚梁上均匀布置5根直径不小于15.5mm的钢丝绳。
切眼导硐扩宽后中净宽6500mm,净断面积达到18.89m2。
切眼扩宽部分采用工字钢棚配合单体液压支柱支护,切眼扩刷前,在导硐侧南帮棚梁下支设一排单体支柱,切眼扩刷时,回掉导硐侧南帮工字钢棚腿,栽到扩宽侧南帮,扩宽侧北帮与导硐结合处支设单体支柱;巷道顶部、南帮铺联金属菱形网,巷道顶部隔棚打注3根φ20mm×2000mm全螺纹钢锚杆,架棚棚距500mm;南帮隔棚打注3根φ20mm×2000mm全螺纹钢锚杆进行加固护帮,并在棚梁上均匀布置3根直径不小于15.5mm的钢丝绳。
3.溜煤眼
圆形断面,直径2.5m,深3.5m,断面积4.9m2,锚网喷支护。
4.联络巷
采用半圆拱断面、锚网喷支护,巷道净宽4000mm,净高3300mm,净断面积12.2m2。
三、采煤方法和主要技术参数
(一)采煤方法
采用走向长壁顶板垮落一次采全高采煤法,普通综采回采工艺。
(二)主要技术参数
1.作业制度
采用“四六制”作业制度,即每天4个班作业,其中3个班生产,1个班检修,每班工作6小时。
2.几何尺寸和储量
储
量
计
算
计算方法
计算方法采用地质块段法:
Q=S×M×d,其中Q为块段储量;S为块段水平面积(煤层倾角小于15°);M为块段煤层平均厚度;d为煤层视密度。
块段号
走向长
(m)
倾斜长
(m)
水平面积(m2)
煤厚
(m)
视密度
(t/m3)
基础
储量
(万吨)
回采率
(%)
可采
储量
(万吨)
111b-1
476.0
245.5
225.7
95773
1.10
1.37
14.4
97.0
14.0
111b-2
908.0
245.5
221324
1.70
1.37
51.5
97.0
50.1
合计
1384.0
317097
1.52
1.37
65.9
97.0
64.1
计算范围
111b-1块段北起开切眼,南至储量块段界限线(1.3m煤厚等值线为111b-1块段边界线),平均长度476.0m;工作面宽西起运顺内帮,东至轨顺内帮,当回采至142m处,切眼宽度由225.7m增加为245.5m。
该块段煤层平均厚度1.10m。
111b-2块段北起储量块段界限线,南至设计停采线,西起运顺内帮,东至轨顺内帮,平均长度908.0m,宽度245.5m,煤层平均厚度1.70m。
本工作面回采率按97.0﹪计算。
3.生产能力及可采期
(1)循环进度:
0.75m
(2)循环产量
①“刀把”段
225.7×1.10×1.37×0.75×0.97=247.44(吨)
②合面段
245.5×1.52×1.37×0.75×0.97=371.92(吨);
(3)日产量
①“刀把”段
247.44×12=2969.28(吨)
②合面段
371.92×12=4463.03(吨)
(4)月产量
①“刀把”段
2969.28×29×0.85=7.32(万吨)
②合面段
4463.03×29×0.85=11.00(万吨)
(月生产不均衡系数取85%,生产时间29天。
)
(5)可采期:
①“刀把”段
3.63÷7.32=0.5(月)
②合面段
60.47÷11.00=5.5(月)
43下103工作面总可采期:
0.5+5.5=6(月)
四、生产工艺
(一)采煤工艺
1.工序:
割煤→移架→推溜
2.工艺说明
割煤:
割煤方式为双向割煤,往返一次割两刀,端头自开缺口斜切进刀,螺旋滚筒自动装煤,斜切进刀长度不小于30m,截深0.75m。
采高:
根据煤厚资料,该面要回采3下1煤层,煤层厚度较稳定,煤厚1.0m~3.1m,平均1.52m,本工作面采高确定为2.0m。
当煤厚小于2.0m时,一般采用割底的方法通过,采高为2.0m,对于煤厚超过2.0m的区域,在保证安全和设备正常工作的前提下尽可能加大采高,以利于多回收煤炭资源。
(二)顶板管理
本工作面上部为43上04、43上03和43上02工作面采空区,直接顶为粉砂岩,厚1.60m~7.40m,老顶为中细砂岩冒落带,厚14.65m~21.30m,根据以往同煤层相邻工作面矿压观测资料,预计本工作面直接顶初次垮落步距为5m~10m;顶板初次来压步距为26m~32m,周期来压步距为10m~17m。
顺槽支承压力超前影响范围轨顺侧预计为50m~80m,运顺侧预计为25m~45m。
1.工作面顶板管理
工作面安装165组液压支架,其中ZY6200/13.5/28型两柱掩护式液压支架158组,轨顺端头安装3组(ZYG6200/13.5/28型1组,ZYG6400/18.5/38型2组)两柱掩护式排头支架,运顺端头安装4组(ZYG6200/13.5/28型2组,ZYG6400/18.5/38型2组)两柱掩护式排头支架。
割煤后采取立即支护方式支护顶板,并及时伸出护帮板。
2.端头及顺槽顶板管理
运顺总超前支护距离不小于50m,其中工作面煤壁前15m范围内架设四路800×600mm金属十字顶梁组成网状顶梁配合单体液压支柱支护顶板,每排四个金属十字顶梁,即为“++++”形式,要求顶梁600mm长方向沿工作面走向布置,在转载机两侧及靠不采侧的金属顶梁下各支设一棵单体液压支柱;架设金属顶梁段以外支设单排单体液压支柱,柱距与工字钢棚距相同,其长度不小于35m。
轨顺端头超前支护距离为80m,其中工作面煤壁前50m范围内架设四路800×600mm金属十字顶梁组成网状顶梁配合单体液压支柱支护顶板,每排四个金属十字顶梁,即为“++++”形式,要求顶梁600mm长方向沿工作面走向布置,在每架金属顶梁下支设一棵单体液压支柱;架设金属顶梁段以外支设单排单体液压支柱,柱距与工字钢棚距相同,其长度不小于30m。
要求架设金属顶梁支护段与超前单排单体液压支柱支护段之间必须连续、无间隔,并应根据两巷采动压力影响程度及时加长、加密支护。
顺槽端头切顶线与排头支架主顶梁末端齐,密集切顶支柱柱距不大于500mm。
五、工作面主要设备选型及总体配套
1.液压支架
本工作面中部选用ZY6200/13.5/28型两柱掩护式液压支架,上下两端头支架选用ZYG6400/18.5/38型和ZYG6200/13.5/28型两柱掩护式排头液压支架。
(1)中部支架
型号:
ZYG6200-13.5/28
高度:
1350mm~2800mm
宽度:
1430mm~1600mm
中心距:
1500mm
初撑力:
4083kN~5078kN
工作阻力:
4998kN~6215kN
支护强度:
0.68MPa~0.84MPa
底板比压:
1.61MPa~2.62MPa(底座前端)
泵站压力:
31.5MPa
操作方式:
单架操作
形式:
两柱掩护式
(2)排头支架
①ZYG6400-18.5/38型
支撑高度:
1850mm~3800mm
中心距:
1500mm
宽度:
1410~1580mm
初撑力:
4952kN~5241kN
工作阻力:
6256kN~6621kN
支护强度:
0.88MPa~0.94MPa
底板比压:
2.3MPa~4.2MPa(平均)
适应煤层倾角:
≤15°
②ZYG6200-13.5/28型
主要技术特征与中部支架基本相同,主要区别在于顶梁采用主顶梁加铰接前梁的方式,提高支架对端头顶板的适应能力,以便更好得支护端头顶板。
2.采煤机
型号:
MG400/920—AWD采煤机
采高范围:
1.7m~3.3m
截深:
800mm
装机总功率:
920kW
供电电源电压:
3300V
牵引速度:
(0~8.69)m/min
卧底量:
326mm
滚筒直径:
1800mm
适应煤层硬度:
f≤4
3.刮板输送机
型号:
SGZ960/1050
输送量:
1800t/h
刮板链速度:
1.2m/s
电机功率:
(2×525)kW
中部槽规格:
1500mm×900mm×315mm(长×宽×高)
电压等级:
3300V
4.转载机
型号:
SZZ-900/315
输送量:
2000t/h
刮板链速度:
1.83m/s
电机功率:
315kW
电压等级:
3300V
与皮带机有效搭接长度:
≥12m
5.破碎机
型号:
PCM200
破碎能力:
2200t/h
最大入口断面:
900mm×800mm
出口粒度:
300mm以下
破碎轴转速:
370rpm
电机功率:
200kW
电压等级:
3300V
6.可缩胶带输送机
型号:
DSJ120/180/2×315
输送能力:
1800t/h
带速:
3.55m/s
带宽:
1200mm
电机功率:
2×315kW
电压等级:
1140V
7.乳化液泵
型号:
BRW315/31.5
公称压力:
31.5MPa
公称流量:
315L/min
电机功率:
200kW
电压等级:
1140V
配套液箱:
RX-315/25
安装台数:
3泵2箱
8.水泵
型号:
BPW315/16
公称压力:
16MPa
公称流量315L/min
电机功率110kW
电压等级:
1140V
工作液:
清水
配套液箱:
QX-400/30
安装台数:
3泵2箱
六、生产系统
(一)运煤系统
煤流运输路线:
采煤工作面→43下103(南)运顺→四采扩大区2#皮带巷溜煤眼→四采扩大区2#皮带巷→四采扩大区1#运输机巷→西翼皮带石门→井底2#煤仓→主井→地面。
(二)辅助运输系统
1.轨顺运输路线
地面←→副井←→井底车场←→西翼轨道石门←→南翼轨道石门←→四采扩大区轨道上山←→四采扩大区轨道巷←→43下103(南)轨顺。
2.运顺运输路线
地面←→副井←→井底车场←→西翼轨道石门←→南翼轨道石门←→四采扩大区轨道上山←→四采扩大区轨道巷←→43下103(南)运顺。
(三)通风路线
1.新鲜风流
地面→副井→井底车场→西翼轨道石门→南翼轨道石门→四采扩大区轨道上山→四采扩大区轨道巷→43下103(南)轨顺→43下103(南)工作面。
2.乏风流
43下103(南)工作面→43下103(南)运顺→回风联络巷→四采扩大区2#皮带巷→四采区回风巷→西翼总回风巷→西风井→地面。
(四)供水路线
1.轨顺供水路线
地面水池(Φ219×10)→副井井筒(Φ219×10)→井底车场(Φ219×10)→西翼轨道石门(Φ219×10)→南翼轨道石门(Φ219×10)→四采扩大区轨道巷(Φ108×4.5)→43下103(南)轨顺(Φ108×4.5)→43下103(南)工作面。
2.运顺供水路线
地面水池(Φ219×10)→副井井筒(Φ219×10)→井底车场(Φ219×10)→西翼轨道石门(Φ219×10)→南翼轨道石门(Φ219×10)→四采扩大区轨道巷(Φ108×4.5)→43下103(南)运顺(Φ108×4.5)→43下103(南)工作面。
(五)注浆、注氮系统
1.注浆系统
(1)轨顺注浆系统
矿内注浆站(Φ159×10)→井底注浆平台(Φ159×10)→西翼轨道石门(Φ159×10)→南翼轨道大巷(Φ159×10)→四采扩大区轨道上山(Φ159×10)→四采扩大区轨道巷(Φ159×10)→43下103(南)轨顺(Φ108×6)。
(2)运顺注浆系统
矿内注浆站(Φ159×10)→井底注浆平台(Φ159×10)→西翼轨道石门(Φ159×10)→南翼轨道大巷(Φ159×10)→四采扩大区轨道上山(Φ159×10)→四采扩大区轨道巷(Φ159×10)→43下103(南)运顺(Φ108×6)。
2.注氮系统
(1)轨顺注氮路线
矿内注浆站(Φ159×10)→井底注浆平台(Φ159×10)→西翼轨道石门(Φ159×10)→南翼轨道大巷(Φ159×10)→四采扩大区轨道上山(Φ159×10)→四采扩大区轨道巷(Φ159×10)→43下103(南)轨顺(Φ108×6)。
(2)运顺注氮路线
矿内注浆站(Φ159×10)→井底注浆平台(Φ159×10)→西翼轨道石门(Φ159×10)→南翼轨道大巷(Φ159×10)→四采扩大区轨道上山(Φ159×10)→四采扩大区轨道巷(Φ159×10)→43下103(南)运顺(Φ108×6)。
(六)排水路线
轨顺排水路线:
轨道顺槽→轨顺泄水孔→44岩集轨→四采区四中车场→西翼轨道石门→井底车场→井底水仓。
运顺排水路线:
运输顺槽→四采扩大区2#皮带巷→四采区回风巷→42岩集轨→西翼轨道石门→井底车场→井底水仓。
(七)工作面通讯及照明系统
1.通迅系统及有关配置
工作面设备控制台、溜煤眼和泵站各安装1部生产电话及KTC101型通讯、控制一体化系统,实现对工作面和顺槽皮带的通讯和控制。
可同时对各运输设备进行控制,并可对它们的反馈信号进行监控,各设备的启停之间可以进行联锁控制,也可以单启单停。
转载机头、转载机尾、工作面内及运输顺槽均设置扩音闭锁电话,工作面内每10架安装1台扩音闭锁电话,运输顺槽每100m安装1台扩音闭锁电话。
两顺槽辅助运输系统采用泄漏通讯系统联系。
轨顺控制台和皮带机头控制台要实现耦合、通话,必要时实现联锁。
控制台实现起车报警、闭锁停车、运输机远停等功能。
皮带机装设皮带机六大保护,并且运行正常。
针对工作面实际生产需要,刮板运输机机头、机尾各安设1部多功能组合电话,可实现在设备运行时,在工作面上就可单停、单开刮板运输机。
2.照明系统及有关配置
在两顺槽入口处安装照明综保,向顺槽内各运输绞车处安装的隔爆照明灯供电;皮带机头安装照明综保向皮带机头各照明及显示灯供电;移动变电站和工作面内每隔10m安装1盏隔爆照明灯,由安装在移动变电站的照明综保分段供电。
(八)支架安装、撤除路线
支架安装路线:
地面→副井→井底车场→西翼轨道石门→44岩集轨→四中车场→中间结束提→43下103(南)轨顺→43下103(南)工作面。
支架撤除路线:
43下103(南)工作面停采位置→43下103(南)轨顺→四采扩大区轨道巷→四采扩大区轨道上山→南翼轨道石门→西翼轨道石门→井底车场→副井→地面。
(九)避灾路线
1.瓦斯、煤尘爆炸及火灾避灾路线
采面事故地点→43下103(南)轨顺→四采扩大区轨道巷→四采扩大区轨道上山→南翼轨道石门→西翼轨道石门→井底车场→副井→地面。
2.水灾避灾路线
采面事故地点→43下103(南)运顺→回风联络巷→四采扩大区2#皮带巷→四采区回风巷→西翼总回风巷→西风井→地面。
七、专项设计
(一)通风、防灭火和综合防尘
详见《43下103(南)综采工作面通防设计》,并附《43下103(南)综采工作面通风系统及避灾路线图》、《43下103(南)综采工作面防尘注浆系统图》及《43下103(南)综采工作面安全监测系统图》。
(二)供电设计
详见《43下103(南)综采工作面供电设计》,并附《43下103(南)综采工作面供电系统图》。
(三)防排水设计
详见《43下103(南)综采工作面防排水设计》,并附《43下103(南)综采工作面防排水系统图》。
(四)辅助运输设备选型设计
1.43下103(南)综采工作面轨顺
(1)运输绞车型号:
采用SQ-1200/75型无极绳连续牵引车运输。
(2)绞车提升能力、钢丝绳安全系数验算
绞车提升能力计算
提升距离1200m,绞车牵引力60kN,钢丝绳直径φ22mm,q=1.78kg/m。
P破=298×1.24kN=369.52kN,绳长2400m,最大提升荷载15000kg。
轨顺最大坡度为10°,绞车钢丝绳最大承载力:
Pmax=15000×9.8×(sin10°+0.01×cos10°)+1.78×2400×9.8×(sin10°+0.1×cos10°)=32891.9N=32.9kN<60kN
绞车提升能力满足要求。
钢丝绳安全系数计算
安全系数K=P破/Pmax=369.52÷32.9=11.286.5
钢丝绳安全系数满足要求。
2.43下103(南)综采工作面运顺
(1)运输绞车型号:
采用SQ-1200/55型无极绳连续牵引车运输。
(2)绞车提升能力、钢丝绳安全系数验算
提升距离1100m,绞车牵引力50kN,钢丝绳直径φ22mm,q=1.78kg/m。
P破=298×1.24kN=369.52kN,绳长2200m,最大提升荷载15000kg。
运顺最大坡度为10°,绞车钢丝绳最大承载力:
Pmax=15000×9.8×(sin10°+0.01×cos10°)+1.78×2200×9.8×(sin10°+0.1×cos10°)=30150N=30.15kN<60kN
绞车提升能力满足要求。
钢丝绳安全系数计算
安全系数K=P破/Pmax=369.52÷30.15=12.36.5
钢丝绳安全系数满足要求。
八、矿压观测
(一)初采期间观测主要内容
1.工作面顶板及顶煤运动规律、来压特征;
2.支架对顶板的适应性及控制效果;
3.超前支承压力影响范围和分布特点;
4.工作面三量的观测(支架载荷、顶板下沉量、活柱压缩量);
5.巷道变形观测。
(二)日常观测内容
1.工作面支护质量监测;
2.顺槽支护质量监测。
(三)矿压观测仪表
工作面初次放顶及老顶初次来压期间用ZYDC-3型支架阻力记录仪监测工作面支架的支护压力变化情况;正常回采期间利用每组支架安装的KYB-60型矿用数字压力计监测支架受力状态,单体液压支柱选用BYY-60型直读式压力表,测量工作面端头及顺槽内单体液压支柱的支护压力。
九、煤质计量
(一)在西翼皮带石门皮带机前部安装核子秤,测量工作面实际采出煤量。
(二)地测科在工作面推进过程中探明煤厚,以便科学计算工作面回采率。
(三)煤质科对煤炭灰分、水分等指标进行实际测定,根据测得的数据折算产量,具体工作按矿有关文件执行。
(四)生产各环节水分控制,停机及时停水。
十、冲击地压危险性评估
(一)顶底板冲击发生可能性分析
43下103(南)工作面位于四采区中部,其上部为43上02和43上03工作面采空区,本面为开采采空区下近距下煤层,不存在坚硬岩层老顶的影响,相当于保护层下开采,综合分析在工作面回采期间顶板或底板不存在发生冲击的可能性。
(二)顺槽及切眼冲击性分析
43下103(南)综采工作面两顺槽相互平行,西侧的顺槽作为轨道顺槽,东侧的顺槽为运输顺槽;工作面“刀把”部分轨顺采用原43下03(北)轨顺巷道,合面后轨顺巷中与原43下04(北)运顺巷中一致;工作面运顺与43下03(北)运顺巷中一致,43下103切眼运顺侧距43下03(北)工作面停采线77m,切眼轨顺侧较运顺侧向南调斜12.5m,均沿3下1煤布置,均属于布置在保护层下,综合分析顺槽、切眼不存在发生冲击的可能性。
(三)煤层的冲击倾向性
根据煤科总院对东滩煤矿3煤冲击倾向鉴定结果,东滩煤矿3煤具有弱冲击倾向,但根据东滩煤矿冲击地压发生类型—煤柱应力集中型,工作面周围不存在煤柱等形成的应力集中区域,故不存在发生冲击的可能。
(四)工作面回采过程中,该区域无其它采掘活动。
通过以上分析可看出,在43下103(南)综采工作面正常回采过程中不存在发生冲击的危险性。
十一、安全技术要求
(一)工作面回采过程中将推过内错于工作面的44岩集轨1#提、44岩集轨2#提、43岩集运1#提、43下04(北)运顺溜煤眼、44岩集轨中间溜煤眼、43下03(北)运顺溜煤眼及联络巷等提斜联络巷和溜煤
- 配套讲稿:
如PPT文件的首页显示word图标,表示该PPT已包含配套word讲稿。双击word图标可打开word文档。
- 特殊限制:
部分文档作品中含有的国旗、国徽等图片,仅作为作品整体效果示例展示,禁止商用。设计者仅对作品中独创性部分享有著作权。
- 关 键 词:
- 43 03 工作面 设计 说明书 资料