采煤方法改革设计说明书.docx
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采煤方法改革设计说明书
柳林县陈家湾乡煤矿
采煤方法改革设计
说明书
生产能力:
300Kt/a
所长:
刘拴亮
总工:
刘俊保
项目负责人:
王建生
吕梁地区煤炭设计研究所
二00四年十二月
柳林县陈家湾乡煤矿采改情况表
地址:
柳林县陈家湾乡
采矿许可证号
1400000430616
井田面积
2.0978
(km2)
批准开采煤层
9#
生产
规模
9万吨/年
生产许可证号
X040807041Y2G1
井田面积
2.0978
(km2)
开采
煤层
9#
生产
能力
9万吨/年
原生产
能力
9万吨/年
采改后生产能力
30万吨/年
保有地质储量
1201万吨
可采储量
705.6万吨
服务年限
16.8年
矿井开拓
采改前
竖井-竖井
采改后
斜井-竖井-竖井混合式
采改内容
1、开凿主斜井310米
2、延伸主斜井附属段125米
3、开凿煤仓300吨
4、开凿水仓、水泵房1000米3
5、掘进下山巷道490米
6、掘进顺槽420米
7、开切眼100米
8、安装皮带6部
9、水泵等其它设备
10、开凿中央变电所40米
采改投资
2442.95万元
图纸目录
序号
图名
图号
比例
1
井上下对照图
1︰5000
2
井田开拓平面图
1︰2000
3
采区巷道布置及机械配备平面图
1︰2000
4
通风系统图
1︰2000
5
井上下供电系统图
6
回采工艺布置图
7
8
9
10
前言
根据国家“资源整合、关小建大”的战略布置,坚持“提高一批、规范一批、关闭一批”的原则,坚决遏制重特大事故的发生,矿方为合理规划,正规开采,实现规模化生产,建成规模型、效益型、系统型的企业,委托我所编制采煤方法改革设计方案。
一、编制依据
1、煤矿开采设计的有关手册及国家的有关法律、法规、规程等。
2、吕行发(2004)28号《关于煤矿停产整顿复产验收的实施方案》。
3、矿方提供的有关图纸、资料和井下实测资料。
4、根据柳安监字[2002]41号文件。
二、设计的指导思想
设计在贯彻执行煤炭工业政策、法规、条例的前提下,以经济效益、安全生产为中心,以促进区域经济的发展为目标,以矿井资源条件、开发条件为基础,以市场需求为导向,本着“规范设计,正规开采,提高效率,改善矿井安全状况”的原则,为矿井安全高效生产创造良好的条件,力争使该矿改造工程达到工程量省、投资少、工期短、见效快的目的,通过采煤方法改革把煤矿建设成用人少、效率高、成本低、环境效益好的环保型企业。
三、设计的主要内容
1、根据政策,改造井下运输系统。
2、进行采煤方法改革的设计,减少资源浪费,解放生产力。
3、本着“整体规划,正规开采,重点设计”的原则,以“一矿、一井、一采、两掘”为出发点进行设计。
4、利用已开凿的主斜井(已基本临近煤层),后期调整运输和通风系统。
第一章矿井基本情况
一、地理概况
陈家湾乡煤矿位于柳林县陈家湾乡下寺头村,在柳林县县城东南直距约11km处,地理坐标为:
东经110º54′40″——110º00′52″,北纬37º21′28″——37º22′45″距孝柳铁路穆村站19km,距307国道13km,东山矿区循环公路经过该矿区,交通较为便利。
(见交通位置图)
该矿区西邻张家社煤矿,东靠陈家湾村煤矿,南依郭家山、狮尾沟联营煤矿,北为风氧化带尖灭区。
二、企业概况
该矿于1988年经山西省煤炭资源委员会晋煤资字[1988]第237号批准筹建,2000年投产,属乡办集体企业。
批准井田面积2.0978km2,批准开采9#煤层,采矿许可证号1400000430616,生产规模30万吨/年。
生产许可证号X040807041Y2G1,核准生产能力9万吨/年。
该矿地质构造为单斜构造,简单且稳定,煤层平均厚度5.2m。
据山西省煤炭地质公司提交的地质报告知,该矿现保有地质储量1201万吨,可采储量705.6万吨,若生产能力按30万吨/年计算,服务年限16.8年,虽然服务年限较短,但该矿以南郭家山和狮尾沟联营矿均属集团公司煤矿,目前该两矿都在开采上组煤,根据公司整体部署,决定把这两个矿长2500米,宽360米的下组煤整合给陈家湾乡煤矿,这样就解决了该矿服务年限短的大问题。
第二章矿井开采条件
一、地质构造
井田位于鄂尔多斯盆地东部边缘,河东煤田中部,大地构造位置处于华北地块之次级构造单元河东凹块之中。
区域构造为一单斜构造,地层倾向南西,倾角3—12º。
本井田构造简单,总体上为向西南倾斜的单斜构造,地层倾角3—12º,井田内发现有氧化带及陷落柱等构造,在今后井下开采中应注意隐伏和陷落的线索,预防事故的发生。
二、含煤地层
井田内含煤地层主要是二叠系下统山西组和石炭系上统太原组的地层,现叙述如下:
山西组(P1S)
山西组以陆相沉积为主的含煤沉积,主要同灰黑色砂质泥岩、泥岩、炭质泥岩、灰色细砂岩及煤层组成,本组含3、4、5号煤层,均为不可采煤层或零星可采煤层,本组厚度稳定性较太原组稍差,平均厚度为5.2m。
本组从沉积特征来看,形成于海退过程中,聚煤作用发生于海退造成的滨海三角洲平原段及湖泊,泻湖、潮坪环境中,砂岩层较太原组稍发育一些,而石灰岩则不发育。
底部的中粗粒砂岩为山西组和太原组的分界线,该砂岩厚度一般为2.90—9.89m,平均为7.64m,砂岩为中粒结构,层状构造泥质胶结。
太原组(C3t)
下段:
从太原组底部的K1砂岩至9号煤层底部,厚度约93.29m。
岩性以泥岩、薄层灰岩、砂质泥岩和砂岩为主,底部以K1砂岩为界,与下伏地层整合接触。
中段:
从9号煤层底至L3灰岩底,厚度为16.62-23.7m平均20.16,本段主要发育有三层煤层(8上、8下、9号煤)和灰岩、泥岩。
上段:
从L3灰岩底界至K3砂岩底界,厚度为24.25-65.68m,平均为44.96m。
岩性为石灰岩、泥岩,砂岩及煤线组成,含有6、7号煤层,均为不可采煤层。
三、煤层特征
1、煤的物理性质
井田内各煤层的物理性质大体相同,表现为黑色,条痕为棕黑色、褐黑色,玻璃和强玻璃光泽,硬度一般为2—3,有一定韧性,参差状、阶梯状断口,内生裂隙发育。
2、煤岩特征
各层煤的宏观煤岩组分以亮煤为主,次为暗煤,镜煤少量丝炭。
宏观煤岩类型主要为光亮型和半亮型,半暗型次之,少量暗淡型,煤层主要为条带状,线理状结构,层状构造,其次为均一状结构。
块状构造。
各层煤的显微煤岩组分以有机组分为主,无机组分次之。
其中有机组分中又以镜质和半镜质组为主,丝质组次之,无机组分主要为粘土类,少量硫化物类。
镜质组油浸最大反射率为1.4%。
3、煤层厚度
(1)8上号煤层:
平均厚度0.69m,为局部可采;8下号煤层平均厚度1.06m,为全区可采煤层。
(2)9号煤:
煤层厚4.55-5.82m,平均为5.2,中间夹有2—3层矸石,矸石厚度0.1—0.36m。
四、煤质
1、8下号煤层:
原煤水分(Mad)为1.50%;灰分(Ad)为16.02%;挥发分(Vdaf)为20.90%;全硫(st.d)为1.54%;发热量(Qgr.vd)为29.15MJ/kg。
精煤水分(Mad)为0.48%;灰分(Ad)为6.22%;挥发分(Vdaf)为18.59%;全硫(st.d)为1.17%;粘结指数(Gr.l)为62.7。
确定该煤层为中灰、低硫的焦煤或瘦煤。
2、9号煤层:
原煤水分(Mad)为1.42%;灰分(Ad)为15.33%;挥发分(Vdaf)为21.42%;全硫(st.d)为1.41%;发热量(Qgr.vd)为28.98MJ/kg。
精煤水分(Mad)为0.48%;灰分(Ad)为7.65%;挥发分(Vdaf)为19.17%;全硫(st.d)为1.10%;粘结指数(Gr.l)为65.18。
确定该煤层为中灰、低硫的焦煤或瘦煤。
五、水文地质
(一)地表水
陈家湾乡煤矿矿区属吕梁山西测中山区,矿区内沟谷中的季节性流水汇入罗候河。
(二)含水层
1、奥陶系碳酸岩岩溶裂隙含水层
埋藏于井田深处,距地表深浅不一,地层厚度大,分布广泛,溶洞和裂隙发育,具有良好的含水空间,富水性强,水量大,水质较好,是井田主要含水层,据柳林县焦化厂水井资料以及柳林泉域水位资料,奥陶系灰岩岩溶水水位标高为803米,9号煤层最低底板标高为805米,标高高于奥灰水水位。
2、井田主要隔水层
本溪组底部为一套以泥岩和铁铝质粘土岩为主的地层,夹有砂岩和石灰岩,该层分布普遍,厚度稳定,是太原组与下伏奥陶系灰岩之间的重要隔水层,隔水性好。
(三)矿井涌水量
该矿现采9#煤层,设计生产能力为9万吨/年,正常涌水量为5m3/h,最大涌水量为10m3/h。
六、瓦斯、煤层及煤的自燃性
根据柳林县安监局《2004年度矿井瓦斯等级和二氧化碳鉴定汇总表》提供的资料,该矿现开采9#煤层时的矿井瓦斯相对涌出量为1.55m3/t,绝对瓦斯涌出量为0.3m3/min,属低瓦斯矿井。
根据煤炭科学研究院西安分院物化测试中心提供的检验报告,该矿现在开采的9#煤层煤尘火焰长度为40mm,煤尘爆炸指数为17%具有爆炸性。
因此,在今后的生产过程中,应加强防尘防爆措施,及时处理好浮煤和粉尘,严格控制风流风速,并进行洒水防尘,以杜绝煤尘爆炸。
根据检验报告,该矿的煤层△Τ0=31℃,属Ш类不易自燃煤。
七、煤层顶、底板情况
(1)8下号煤层
位于太原组中部,L3灰岩为其直接顶板,距下部9号煤层12m左右,煤层厚0.74—1.27m,平均为1.00m。
该煤层不含夹矸,为结构简单,层位局部较稳定的可采煤层。
煤层顶板为灰岩,底板为泥岩。
(2)9号煤层
位于太原组中部,距上部8下号煤层底12米左右,距下部K1砂岩顶65m左右,煤层厚4.5-5.82m,平均5.2m,含有1-3层夹矸,厚0.1-0.36m,为结构较简单、层位稳定的全区可采煤层。
煤层顶板为泥岩,底板亦为泥岩。
第三章矿井现状
一、开拓开采系统
据矿井资料及实际情况,现采用立井开拓,单一水平布置,井筒特征如下表:
井筒名称
开拓形式
井口
坐标
井口
高程
坡度
深度
井筒规格
断面
支护形式
用途
主井
立井
X4138783.669
Y19498513.402
929.243
90º
76
2.8
6.15
料石砌碹
提煤进风
副井
立井
X4138760.751
Y19498612.757
929.779
90º
74
2.5
4.9
料石砌碹
行人下料回风
该矿为单一煤层开采,两翼布置.矿井分为两个采区,现采一采区,由于历史原因,前期开掘巷道布置不合理,且弯曲严重,矿井现布置一个90米长壁式工作面,采高2.2米,采用放炮落煤,刮板输送机运输,金属支柱配合π梁支护顶板,布置两个掘进工作面,采用爆破配合手镐落煤,刮板运输,锚网支护,掘进巷道,上宽3.1米,下宽2.9米,采高2.8米。
掘进工作面的作业方式及劳动组织
(一)掘进方法
掘进采用爆破和手镐切壁成巷的掘进方法,人工攉煤、人力平车运输,经刮板输送机、顺槽皮带、大巷皮带运出。
(二)掘进工艺流程
每班交接班后,由带班长、安全员、瓦检员、机电工对井下作业场所全面检查,确认安全后作业人员方可进入作业地点,按如下流程作业。
冲刷煤壁→打眼→装药→放炮→洒水降尘→临时支护→装运煤→锚网支护
(三)作业方式
掘进采用三班作业,班作业时间为8小时,一班两循环,循环进尺1.25m,日进尺为7.5m。
(四)爆破材料及爆破器材
炸药:
煤矿许用乳化炸药;雷管:
煤矿许用瞬发电雷管;发爆器型号:
MFB—50;煤电钻型号ME—1.2;
钻杆:
Φ35钻杆L=1.5m
(五)劳动组织
1、作业形式:
每一掘进面循环进尺1.25m,班进尺2.5m。
2、劳动组织表
工种
代班长
采煤工
攉煤工
瓦斯员
机电工
支护工
洒水工
通风工
杂工
合计
人数
1
1
3
1
1
2
1
1
1
12
二、通风系统
矿井通风方式为中央并列式,通风方法为抽出式,回风立井井口安装BK54—4—NO11型轴流式风机两台,一台工作,一台备用,配套功率30kw,电压等级380V,矿井通风阻力为55mmH2O,计划风量1025m3/min,实测风量1148m3/min,掘进工作面安装YBT41—2型局部通风机两台,功率5.5KW。
三、提升系统
主立井担负矿井提煤、进风任务,井口安装JTP—1.2提升绞车,并装设各大保护,提升采用2吨箕斗,提升能力为30T/h。
副立井担负矿井提人、下料、回风任务,井口安装JTP—1.2提升绞车,各大保护装置齐全可靠,提升采用FX—500防坠罐笼,额定准乘人数6人/次。
四、运输系统
工作面放炮落煤→SGB—420/40刮板运煤→顺槽SGB——420/40刮板→SSJ—650/30皮带→下山SSJ650/30皮带→井底SGB—420/40刮板→主立井煤仓→立井→地面。
运料由副立井下放到副立井底,然后由人工用平车拉至每一个用料地点。
五、供电系统
该矿现运行主电源自青龙110KV变电站,东川10KV支线安装变压器两台,一台型号为S9—250/10/0.69KV,容量250KVA,经地面配电室WZG—1400/0.4/0.69隔离变压器升压后分两趟u1000×3×70+1×16的阻燃电缆输入井下配电点后,分区向采、掘供电。
一台型号为S9—160/10/0.4KV供地面提升绞车、通风机和各辅助设施用电。
另一回路为陈家湾35KV变电站10KV专线、矿方自备电源发电机组,两台容量分别(250KW、100KW),250KW发电机组供井上主要生产设备,250KW发电机组经配电室WZG—I400/0.4/0.69隔离变压器升压后专供井下用电。
六、给排水系统
该矿井上下、生产、生活用水水源取自陈家湾深井水,三轮车拉运,矿区现打深井,井口修筑静压水池,容量为200m3,供井下防尘洒水用。
井下排水分两级,一级水仓容量达80m3,安装13Kw潜水泵两台,一台工作,一台备用,二级水仓容量为50m3,安装主排水泵两台,型号为2DA8×9,功率13KW扬程90m,铺设二趟2寸聚乙稀阻燃管路排出地面,矿井正常涌水量5m3/h。
地面工业广场及生活区修筑涵洞和明渠进行排洪。
七、地面生产系统
矿井采用主立井提煤、进风,副立井行人、运料、回风,内设梯子间。
地面工业场区布置修筑灯房、浴室、机修车间、设备材料库、炸药库、配电所、绞车房等生产、生活设施,目前,部分工程已完善,部分工程仍在施工中,可望年内全部投入使用。
八、防尘洒水系统
1、地面建设永久性水池一个,容量200m3;并设有备用水池,其贮水量不得小于井下连续2h的用水量。
2、防尘洒水管路应铺设到所有能产生沉积粉尘的地点,运煤系统所涉及的巷道,每隔50m安设一个三通及阀门,其它巷道每隔100m安设一个三通及阀门。
3、井下煤仓、运输机和其它转载点都必须设置喷头进行喷雾洒水。
4、主要进回风巷道、采区进回风巷道、回采工作面进回风顺槽、及在掘巷道超过150m的都要设置不少于两道全断面净化水幕。
5、封眼采用水泡泥。
6、放炮前、放炮后必须对工作面30m范围内的巷道进行冲洗。
7、在掘巷道,回采工作面两顺槽,每天冲洗一次,其它巷道每隔7天冲洗一次。
九、监控系统
1、地面监控机房配置KJ80监控系统,能实现数据存贮、分析、打印功能。
2、回采工作面回风顺槽距工作面煤壁10—15m范围内,掘进工作面5m范围内设置一个瓦斯传感器;其瓦斯报警点1%,断电点1.5%。
断电范围:
工作面及其回风巷中全部非本质安全型电器设备,复电点<1%。
3、回采工作面回风顺槽及掘进工作面回风距全负压回风口10—15m设置一个瓦斯传感器,其瓦斯报警点、断电点均为1%;断电范围:
回风巷中全部非本质安全型电器设备,复电点<1%。
4、总回风测风站设置一个瓦斯传感器,其报警点、断电点均为0.75%;断电范围:
井下全部非本质安全型电器设备,复电点<0.75%。
第四章矿井环节能力核定及配套改造
第一节矿井环节能力核定
根据2004年矿井生产情况,各环节能力核定如下:
一、主提升能力
提升绞车型号JTP—1.2卷筒直径1200mm
钢丝绳最大速度1.5米/秒电机功率55KW
提升一次循环时间240秒/次电机提升净重2吨
则A=(330×16×3600×Q)÷(T×K×104)
=(330×16×3600×2)÷(240×1.2×104)
=13.2万吨/年
经计算矿井提升能力为13.2万吨/年。
式中:
A—每年提升煤量万吨/年
Q—每次提升煤量吨/次
T—每提升一次循环时间秒/次
K—提升不均匀系数取1.2
二、通风能力
主要通风机为:
BK54-4-NO11功率30KW
矿井有效风量:
1260m3/min平均日产吨煤需风量2m3/t
A=(Q×350)÷(q×K×104)
=(1260×350)÷(2×1.25×104)
=17.64万吨/年
经计算矿井通风能力为17.64万吨/年
式中:
A—年通风能力万吨/年
Q—矿井有效风量m3/min
q—平均日产吨煤风量m3/t
K—矿井通风系数取1.25
三、排水能力
主排水泵型号2DA8×9功率13KW
扬程90米流量10.8m3/h
正常涌水量5m3/h
则A=(Bn×20×330)÷(An×104)
=(10.8×20×330)÷(1.15×104)
=6.19万吨/年
式中:
An—排正常涌水能力万吨/年
Bn—工作泵小时排水能力m3/h
An—平均日产吨煤所需排正常涌水量m3/h
经计算矿井排水能力为6.19万吨/年。
四、井下运输能力
现井下为刮板、皮带运输。
40型刮板运输能力为:
150T/h
650皮带运输能力为:
200T/h
则井下年运输能力为:
150×10×330=49.5万吨/年
200×10×330=66万吨/年
则井下年生产运输能力为49.5万吨/年
五、供电能力
该矿井上供电容量160KVA,井下供电容量250KVA,地面配发电机100KW,井下供电配250KW发电机,同时配WZG-I400/0.4/0.69隔离变压器。
该矿现安装井上变压器容量160KVA,电压380V,电力负荷250KW;供井下变压器容量250KVA,电压380V,经电力负荷统计,现电力负荷400kw。
改造后电力负荷1160.5KW。
远远不能满足安全生产的要求,急需调整和解决供电能力以及双回路电源。
第二节矿井环节配套改造
该矿现生产能力为9万吨/年,生产系统布置极不合理,根据矿井各系统薄弱环节,结合国家“资源整合、关小建大”的战略布置,该矿为改善矿井安全生产条件,提高矿井抗灾能力,正在进行生产系统调整的技改扩建项目。
目前,正处于设计规划、审批阶段,现将各环节配套改造简述如下:
一、生产系统
矿井立井箕斗提升,严重制约着生产能力的提高和提升系统的安全保障,根据矿井改扩建规划及批准文件开凿一新主斜井,井口坐标为:
x=4138758,y=19498487,z=928.3。
井筒特征为:
净宽3.6米,净高3.1米,坡度17度,斜长310米,安装胶带输送机与检修轨道进行出煤、运输大型材料;现主立井调整为付立井,用于提升小型材料及人员,现付立井调整为专用回风井,以改善矿井各生产环节能力。
二、通风系统
经核定现有通风能力虽能满足生产要求,但由于巷道的延伸,通风阻力不断增加,加之技改扩建的需要,为严格执行“以风定产”的方针,需安装BDK618-6-NO.17型轴流式风机两台,功率2×75KW,风量范围17—62m3/S,风压220—3087Pa,一台工作,一台备用。
三、运输系统
该矿现采煤工作面为前期形成的90m长壁式炮采工作面,采区运输巷道为皮带运输,运输大巷安装650型皮带,根据矿方提供的图纸资料看,结合该矿的实际情况,设计如下方案:
1、该矿现在南下山继续向下开拓,东、西翼都为实体煤,在开拓巷以西块段开掘顺槽,布置一个正规高档长壁式工作面,根据采区布置,命名为9110工作面,工作面顺槽长460m,工作面长100m,下山开拓至9110顺槽口开掘顺槽,采用双巷掘进方式开掘,两顺槽已经形成,切眼已打开。
2、现新开一斜井,改变运输系统。
工作面落煤→SGB-620/40刮板→顺槽SGB-620/40刮板→SSJ-650/2×22皮带→下山SSJ800/2×40皮带→斜井800皮带→地面。
主皮带选型
(一)根据工程设计证书:
043026-Sb,主井皮带
1、规格型号:
SSJ800-2×75KW,电压:
380/600V
2、新斜井斜长:
L=430m(计划)
3、井筒倾角:
β=17º
(二)依据
1、皮带倾角:
β=17º
2、皮带宽:
B=800mm
3、皮带机长:
430m
4、年产量:
30-45万吨/年
5、带速:
V=2m/s
(三)计算
1、小时产量:
Qh==107T/h按110T/h
h﹒Qh
Qh
367
12230
2、驱动轴功率:
P=(L1+50)(+)+
式中:
L1=L﹒cosβ=430×cos17º=411m
h=L﹒sinβ=430×sin17º=126m
126×110
110
57×2
367
12230
3400
P=(411+50)(+)+=57.36KW
57.36×1.2
P﹒M
0.9×0.9×0.9
n﹒a﹒b
电动机功率:
N===94.4KW
皮带机电动机功率>94.4KW
(四)皮带机选型:
工程设计证书中,该皮带选型为SSJ800-2×75KW
应改为:
DTL800-2×75KW,电压:
380/660V
该皮带机功率运输能力,能满足生产要求。
四、供电系统
1、供电电源
经核定,矿井现有井下供电电源远远不能满足安全生产需求,且该矿井属单电源供电,不符安全评价要求,根据矿方的整体规划,在解决矿井双回路、双电源的同时,为保证高档普采工作面的用电负荷,计划高压下井,以满足采煤工作面的需求。
为解决该矿的双回路供电,根据矿方申请,电力部门的整体规划,该矿的双回路供电计划为:
一回路接下寺头35kv变电站10kv支线,距矿1km,一回路接寨崖底煤矿35kv变电站10kv专线,距矿2km;从而形成双回路供电。
目前,两变电站正在施工、安装。
另外配备MP-120-4发电机组二台,专供煤矿保安负荷。
2、地面供配电
矿井地面供电系统采用放射式,动照合一,配电设备采用S9低损耗电力变压器和具有五防功能的XGN2—10Z型高压开关柜,据规划统计,矿井地面用电负荷为456KW。
根据地面的用电负荷,安装S9—M—400/10/0.4变压器两台,一台工作,一台备用。
3、井下供配电
根据矿井井下开拓布置及负荷情况,确定井下采用660V供电,全矿下井电源共2回路,均引自地面660V不同母线段,下井电缆采用ZR3×90mm2+1×25mm2矿用阻燃橡胶电缆,经主立井下井,2回路电源同时工作,互为备用,即当任一回路电源停止供电时,另一回路电源仍能保证井下
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