1401运输石门作业规程.docx
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1401运输石门作业规程
第一章概况
第一节概述
1、工程名称
本《作业规程》掘进巷名称为1401运输石门。
2、掘进目的及用途
1401运输石门为矿井第一水平一采区1401采面运输巷石门,满足通风、行人及辅助运输的要求。
3、巷道设计长度和服务年限
1401运输石门长度92m,方向85.2°,交岔点开帮落平后掘进4m,以175.2°掘进联络巷23m与主井贯通,总工程量115m。
服务年限为一采区,10.4个月。
4、预计开竣工时间
本掘进工作面自2009年11月8日开工,12月21日完工。
第二节设计依据
1、贵州华源矿山设计有限公司《水城县比德乡河坝煤矿开采方案设计》(变更);
2、中国建筑材料工业地质戡查中心贵州总队于二00八年四月提交的《贵州省水城县比德乡河坝煤矿生产地质报告》;
3、国家安监局颁发的《煤矿安全规程》(2007版)。
4、安全生产法等。
第二章地面位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
1、水平、采区:
第一水平+1250m第一采区。
2、掘进水平:
+1295m标高。
3、地面标高:
+1250m—+1450m。
4、工作面名称:
1401运输石门。
5、地面相对位置、建筑物、小井及其他:
本联络巷位于设计的第一水平,工作面开掘范围内无建筑物、无小井、老窑等。
6、井下相对位置对煤层的影响:
该巷位于K15煤层的底板之下15m,其上为新设计的1401采区一分段,尚未开采。
7、邻近采掘对掘进巷道的影响:
本巷道为新掘进的巷道,上部无老井,小窑等,对其它巷道无影响。
第二节煤(岩)层赋存特征
一、煤层赋存情况
矿区内主要含煤地层为二迭系上统龙潭组(P3l),含可采煤层位于龙潭组第三段(P3l3),岩性以灰、浅灰色粉砂岩、泥质粉砂岩、粘土岩夹煤层及煤线6-11层,该段含煤总厚为8.86m,含煤率为12.8%;含煤质地疏松,倾斜层理发育,常常具球状风化,而且横向比较稳定。
该段地层厚为88-128m,含该矿区内的可采煤层K13、K14、K15三层,单层煤厚0.3-2.2m,K15煤层厚1.0-1.2m,平均厚1.1m。
二、煤层顶板情况
K15煤层顶板为灰中厚层粉砂岩,底板为粘土岩,粉砂岩及细砂岩。
第三节地质构造
根据生产地质说明书,该矿区开采范围为一单斜构造,仅井田西北部有一条断层,构造简单,但在井田范围内可能存在小断层。
第四节水文地质
1、地表水
矿区属高原侵蚀中低山地貌,沟谷岩溶发育,总体地形呈两边高,中间低,最低海拔1312.6m,位于矿区东北部冲沟中,最高海拔为1825.6m,位于矿区西北部矿界外杀牛坡,相对高差513m。
区域水系属于乌江水系,矿区最低侵蚀基准面为矿区东北部的三岔河,矿区内中部有二条季节性冲沟及低谷地段季节性泉点,地表水系不发育。
2、地下水受地层、岩性、构造、地貌、气象及水文等因素的控制,区内地下水类型为松散岩类孔隙水、碳酸盐岩溶裂隙水、基岩裂隙水、断裂破碎带水。
矿区地下水的补给主要来源于大气降水,降水量及降水强度对地下水资源的补给起主要作用。
3、小煤矿、老窑水文地质特征
原河坝煤矿主要开采南部井田(西翼)浅部,生产能力6万吨/年,经过近十年的开采后,形成了一定面积的采空区,西翼井田北部K13煤层+1300m标高范围内大部分被采空,西翼井田北部K14煤层+1350m以上标高以上区域大部分被采空。
经估算,K13煤层采空区面积约86220m2,K14煤层采空区面积约103464m2。
K15煤层目前还未经正规化开采。
该矿煤层及顶板出少量的水,老采空区积水主要来自雨季从井口流入。
老窑开采历史较长,以斜井或平硐开采,见煤后一般沿煤层走向掘进,长度不长,但因天长日久坑道内积存有一定的矿坑水。
矿区的水文地质条件属中等类型。
4、矿坑涌水量的预测
根据地质报告,造成矿井充充水因素的主要水源有大气降水补给,大气降水通过塌陷裂隙、断层破碎带等渗入矿坑而成为充水水源;根据矿井现在两台水泵抽水为20-25m3/h,日抽水6小时左右,结合矿井扩界后的地表水及老窑水综合分析,初步预测该矿井涌水量:
最大为70m3/h,正常为30m3/h。
现井下仅初步开掘主井、付井、回风斜井,经观测,井下涌水量不大,仅5m3/h左右。
第五节瓦斯、煤尘、煤的自燃性、地温及其它
1、瓦斯
根据河坝近二年的瓦斯等级鉴定报告,矿井绝对涌出量为0.97-1.85m3/min,相对瓦斯涌出量为24.94-11.89m3/min,属高瓦斯矿井。
本区属划定的突出区域,该矿按煤与瓦斯突出进行设计与管理。
2、煤尘爆炸性
根据六枝工矿集团恒达勘察设计有限公司实验室提供的《煤尘爆炸性报告》,K13、K14煤层的煤尘无爆炸性,其余煤层煤尘爆炸性未作鉴定,矿井煤尘按有爆炸性管理和设计。
3、煤层自燃倾向性
根据六枝工矿集团恒达勘察设计有限公司实验室提供的《煤炭自燃倾向性鉴定报告》,K14煤层的自燃倾向性为三类,其余煤层未鉴定,矿井按自燃发火等级按
类管理和设计。
4、地温
区内未发现地温异常区,属地温正常矿井。
5、煤与瓦斯突出
本区属划定的突出区域,矿井未进行煤与瓦斯突出危险性鉴定,矿井按有突出危险性进行管理。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
1401运输石门自主斜井1294.6m标高处开口刷帮落平后,以85.2°掘进平巷4m后以175.2°掘联络巷23m与主斜井相通,再以85.2°掘进车场及石门进入煤层。
1401运输石门长92m,联络巷长23m,总工程量为115m。
第二节支护设计
一、巷道断面
巷道断面:
交岔点开口扩断面已另行编制有安全措施,1401运输石门为半园拱形,宽3.0m,高3.0m,墙高1.5m;联络巷规格与1401运输石门相同;车场为半园拱形,宽4.0m,高3.2m,墙高1.2m。
二、支护方式
1、临时支护:
先用挖机清除顶板悬矸浮石,再采用2根5m长的11号工字钢或用轻轨作前探梁,梁上铺钢筋网,然后打上树脂锚杆或用长4.0m的Φ40管缝锚杆向前(65度)均匀打5根以临时支护顶板。
2、永久支护:
采用格栅拱+管缝锚杆+喷桨200mm。
格栅拱间距中—中为0.8m,锚杆帮上各2根,顶部7根,均匀布置。
喷桨采用C20混凝土,加速凝剂2%。
具体按喷射混凝土操作规程执行。
有空顶的地方,较小的(30-40cm)必须用大块矸石填实,较大的空顶用坑木垒木垛接顶,不得用板皮铺在拱上遮挡,导致桨不能喷进,形成空穴而降低支承力。
3、车场格栅拱间距按0.5m立架,再喷射200mm厚混凝土。
支护另行出图,并由工程技术人员现场指导。
第四章施工工艺劳动组织及主要技术经济指标表
第一节施工顺序
1、安全检查,预备工作;
2、检查通风及风水管路和出货进料系统;
3、然后调整好轨道及装载机;
4、根据技术部门给定中腰线,方位确定中线位置施工。
第二节掘进工艺
一、打眼:
掘进时采用直眼掏槽中深孔爆破,左侧底眼加深,以掘出水沟。
采用7655型风钻两台打眼,垂直楔形掏槽,掏槽眼眼口距为1.6m,眼深1.8m,周边眼、辅助眼及底眼根据岩性布置,光面爆破(详见炮眼布置图,爆破图)
二、爆破方法
采用煤矿许用三级乳化炸药,毫秒电雷管,MFB-200型发爆器,煤矿用两芯阻燃专用放炮电缆(母线连接处用防爆接线盒),全断面大串联、一次性起爆。
掘进炮眼布置及爆破说明书、爆破指标及材料消耗见表。
三、装货运输
装货用履带式挖斗装碴机装车,4m3箕斗,矿用绞车提升至地面自动卸载。
第三节劳动组织
一、工作制劳动组织:
采用两班工作制,严格执行现场交接班制度,所有职工必须持证上岗。
掘进队劳动组织见下表。
劳动组织配备表
工种
班次
小计
备注
一班
二班
打眼工
3
3
6
放炮工
1
1
打眼工一人为放炮工
装碴工
6
6
12
其中两人为装碴机司机
支护工
4
4
由打眼工组成
喷桨工
6
6
由装碴工等组成
安全员
1
1
2
瓦检员
1
1
2
班长
1
1
由打眼工兼任
队长
1
1
2
合计
24
二、循环作业图表
工序
时间(min)
60120180240300360420480540600660720
交接班
20
打眼
180
装药联线
30
放炮通风
30
临时支护
60
装岩
150
接轨
30
接风水管
20
安全质量检查
20
喷桨
150
三、主要技术经济指标
序号
指标
单位
数量
备注
1
巷道断面
毛断面
m2
10.49
净断面
m2
9.64
2
循环眼数
煤
个
-
岩
个
35
3
循环进度
m
1.5
4
每班循环个数
个
2
5
日进度
m
3.0
6
循环产煤量
t
7
循环出矸量
m3
10.49
8
日出勤人数
工
48
9
效率
m/工日
0.0625
10
单位成本
元/工
—
11
炸药消耗量
kg/m
17.87
12
雷管消耗量
发/m
23.3
13
木材料消耗量
m3/m
0.003
第五章辅助生产系统
第一节通风与监测监控
一、通风
采用压入式通风,局部通风机在主斜井井口外的地面,距井口15m处,贯通后局部通风机安装在斜井,距交岔点开口刷帮处20m处上方20m处,压入式通风。
二、通风系统
新风:
斜井——交岔点——工作面;
乏风:
工作面——井筒——地面。
三、风量计算
1、接瓦斯涌出量计算:
Q掘=100q瓦掘×K掘通,m3/min
式中Q掘—掘进工作面实际需要的风量。
m3/min
q瓦掘—掘进工作面的瓦斯绝对涌出量,0.43m3/min(安全专篇按掘进面瓦斯涌出量12m3/t计算的结果)。
K掘通—掘进面瓦斯涌出不均衡的风量系数,取K=2。
Q掘=100×0.43×2=86(m3/min)
2、按人数计算掘进工作面实际需要的风量
Q掘=4×Nm3/min
式中N—掘进面同时工作的最多人数,(记入安全员,瓦检员)
Q掘=4×8=32m3/min
3、按一次爆破爆炸量计算
Q掘=25A
式中A—掘进工作面一次爆破最大炸药用量,kg。
Q掘=25×17.87
=446.75m3/min
4、按局部通风机的实际风量计算
Q掘=Q局×I
式中Q局—掘进面局部通风机的实际风量,是该掘进面所需风量与风筒实际漏风量之和,需实测而定,m3/min,暂取300。
I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数,取I=1
Q掘=300×1=300m3/min
5、按风速进行验算
15S掘≤Q半煤掘≤240×S掘
式中S掘—半煤巷掘进工作面的断面积
144.6≤Q半煤掘≤2313.6
综合考虑,取Q掘=446.75m3/min
四、局部通风机选型
根据计算结果,选用FBD—№6.3/2Ⅹ22型风机二台,一台使用,一台备用。
该机风量250—567m3/min,风压5400—1800Pa,电机2Ⅹ22kw。
初期安装于井口,距井口不小于10m处。
安装高度0.5m,选用¢800×10(使用)及¢600×10风筒(备用)各一条,沿井筒右侧敷设,送风至工作面当头。
五、两闭锁:
风机开关与总馈电开关KBZ—400联锁,瓦斯监控分站的远动开关与风机联锁,停风时切断总电源。
瓦斯探头报警浓度0.8%,断电浓度1.2%,复电浓度<1%,当瓦斯超限报警时,切断除风机以外的其它电源。
六、监测监控:
矿井瓦斯监测监控主机及传输接口设在老井调度室,分站设在井口配电点,在工作面设置两个探头,前面探头吊挂在距顶、帮0.3m的位置,距当头5m以内监测当头瓦斯。
后一个探头设在离井口10—15m处的回风流中监测回风流中瓦斯,与之相对应的断电仪与动力电总电源闭锁。
第二节压风及压风自救
一、压风:
压风机安装在地面压风机房,根据井下打眼及喷桨用风量的要求,选用LG110型螺杆式空压机两台,该型空压机排气量22m3/min,排气压力0.8Mpa。
由值班司机根据井下用风需要及时调节运行工况,保证当头用风量和风压需要。
安装Φ108Ⅹ5无缝钢管向井下风点供风。
钢管沿井筒左侧敷设。
二、压风自救
在井下距工作面40m外的躲避硐中安装一处压风自救装置,安装呼吸器6个,并随着工作面的推进前移。
第三节提升与运输
一、提升
提升采用安装在地面的主绞车,4m3的箕斗提升矸石和下放物料。
二、装车
采用WZL-110P挖斗式装碴机装车。
三、运输
井下落平时由于运距较短,采用人力推车至井底车场,由主绞车提升至地面。
第四节排水
在井底设临时水窝,安装隔爆型的潜水电泵一台,使用Φ50mm水管排水至地面,另在机修车间备用一台水泵。
第五节供水及降尘
由地面高位水池用Φ57Ⅹ4钢管将水引到井下,供井下风钻用水,水管每隔50m设一个三通阀门。
防尘与风钻供水系统共用一套系统,用于工作面洒水降尘及防灭火,设置净化水幕净化风流等。
净化水幕当头设一处,距回风口20—30m处设一处,要求净化水幕能覆盖巷道全断面。
第六节通信
在调度值班室设程控电话交换机,装备井下防爆电话,设在工作面25—40m处,以及压风自救硐室,以利工作联系。
第七节供电
井下电源引自设置在付井口上方的临时配电点,以660v电压,用MY0.38/0.663Ⅹ35+1Ⅹ16型阻燃电缆向井下供电。
第八节照明及信号
井筒施工期间暂不设照明,待井筒完工安装主斜井皮带时一并安装。
信号在配电点统一供电,由一台信号综保供给127v电压,信号电缆敷设于井筒左帮,电力电缆之上300mm处。
各提升井设声光信号各一套。
第六章工程质量
一、巷道掘进必须采用光面爆破,多打眼、少装药使巷道成型完整、超欠挖量较小、顶帮较平整。
周边眼距暂定500mm,在掘进中要逐步摸索,掌握合适眼距,周边眼残眼率达50%以上。
具体要求是:
1、眼痕率:
硬岩不应小于80%,中硬岩不应小于60%。
2、软岩中的巷道,周边成形应符合设计轮廊。
3、两炮衔接台尺寸,眼深小于3m时,不得大于15mm;眼深为5m时,不得大于250mm。
4、岩面不应有爆震裂缝。
5、巷道周边不应欠挖,平均线性欠挖值应小于200mm。
二、巷道工程质量要求:
详见矿印发的井巷工程质量检验评定标准。
第七章主要安全技术措施
(一)总则
1、严格执行《煤矿安全规程》,各工种操作规程和本作业规程。
2、严格接调度会和班前会的安排,服从矿统一管理和施工安排作业。
3、严格遵守矿纪矿规,佩带矿统一采购的劳保用品入井,严禁酒后入井,带烟火入井,精神状态不正常入井。
4、各工种必须按矿要求进行培训,并考核合格后持证上岗。
(二)提升运输
5、严格执行“行车不行人,行人不行车”制度。
6、绞车工与推车工配合,每班检查钢丝绳、绳头(卡)、连环,信号电铃及红灯,矿车底销、边销、保险销及绞车工作与制动闸一次,作好交接班记录、检查记录,确保运输设备正常。
发现问题及时报告调度室安排处理。
7、地面与井下信号工每班至少检查阻车器,挡车拦,下部挡车门一次,确保其处于完好状态,并正常使用。
8、地面推车工下放矿车物料,井下信号工打铃提升之前必须仔细观察井筒或上山中有无行人,如有则应待其出井或下到井底时方可发信号。
9、中途行人遇红灯亮,绞车提升时必须立即进入躲避硐。
10、下放物料时地面推车工要进行详细检查,物料不得超宽超高;长料顺序不能放反(即下放时头朝上,上提时头朝下);不得有雷管炸药混放现象;长且锋利的物件要有保护套;不得超载。
放喷浆机等设备时必须使用正规的插销连环,不得使用其它物件代替。
11、每次提升下放时只准一个车,不得挂两个及以上车辆。
12、信号工每次提升下放时,要仔细检查箕斗是否完好,保险绳是否挂好。
(三)顶板管理及支护
13、打眼前应先检查巷道顶、帮情况,如有浮石应及时处理掉,并打临时支护两根(每根用吊钩2个固定在后部相邻的两架工字钢梁上,中间间距1.6m,到帮0.4m,在吊钩中插入11号工字钢,工字钢长5.0m,上铺长木板,宽100mm,厚40mm,长2500mm以上),也可用管棚支护(详见临时支护图),维护好顶帮后再进行工作。
14、处理小的危岩时人应站在安全的地方,用长钎进行处理,不得使用短钎、防止矸石冒落顺钎而下伤人手、头。
15、放炮后出渣前要及时检查顶帮,用挖机清除大块危石,危险时应进行临时支护锚杆,方法同第13条。
16、安全员、班长要坚持敲帮问顶,发现顶板破裂,悬矸浮石或喷层冒落应及时进行处理。
17、工作面要及时支护,严禁空顶作业,交班前工作面空顶距不得大于0.3m,遇地质变化带要加密支护、采用前探支护。
18、为加强顶板管理需要,掘进时采用光面爆破,以减少对巷道顶帮的破坏,巷道尺寸稍有不够的地方,用风镐整理或用装碴机清理使之符合要求。
(四)防治瓦斯煤尘
19、瓦检员必须在井下现场交接班,交接清楚并作好记
录。
20、瓦检员按规定的线路和规程要求进行瓦斯检查,做到一炮三检,不得出现空班漏检,当头班长及辅助人员、行管人员携带便携式瓦斯报警器。
21、瓦斯探头每个面必须安设两个,当头探头距工作面的距离为5m以内,后面回风探头安设于回风口10—15m的回风流中,探头吊挂时需离顶帮0.3m远处,不得吊挂过低。
探头报警值为0.8%,断电值为1.2%。
监控主机、分站、传输接口、探头每天由值班人员、维护人员检查一次,确保完好、发现断线等情况及时处理,探头故障及时更换并送修。
探头每个星期校核一次,并作好记录。
22、瓦斯检查员按矿确定的检查线路与地点(包括机电硐室、临时水仓)进行工作,不得漏检、少检。
如实工整填写井下瓦斯记录牌板和瓦斯班报手册,填写瓦斯日报表,做到三对口,并报矿长、矿技术负责人审阅。
23、由井下值班科长履行瓦斯巡检制度,跟班矿长监督。
在距当头不超过40m的躲避硐中设一组压风自救装置(6个),随工作掘进而向前推移。
24、采用局扇送风,风筒¢800×10m,局扇安装高度不小于500mm,现安装在井口,保证正常运转,不得随意停风。
采用抗静电阻燃风筒,不得使用蛇皮袋等风筒。
风筒到工作面当头的距离不超过5m。
在井下当头备用10m风筒4节,2-3m及5m的短风筒各一节。
风筒吊挂整齐,逢环必挂,正接反压边,有弯时拐缓弯。
如遇外线停电,值班电工必须在8min内启动发电机投入正常运行,并且由专人启动风机。
25、停电后CH4达1.0%,CO2达1.5%以上,必须采取专门的排放瓦斯措施,并应符合下列要求:
①送入有限风量,逐渐排放积聚瓦斯,使排出的风流中CH4和CO2浓度均不超过1.5%。
限制风量方法:
在局扇排风侧的风筒上捆上绳索,收紧或放松绳索控制局扇的排风量;把风筒按头拆开,改变接头间空隙的大小,调节送入风量;风扇通风口装设三通调节器,用铁板挡住局扇部分进风口调节等。
②排瓦斯时专人经常检查风流混合处的瓦斯,指令调节风量,减少送入风量,确保CH4和CO2均不超限。
③严禁发生循环风。
④独头巷道回风系统内,必须切断电源撤人并有辅助救护队在现场值班,发现异常及时处理。
⑤排瓦斯后经检查整个巷道内CH4≯1%,O2≮20%,CO2≯1.5%,且稳定30min后瓦斯浓度没有变化,才可恢复局扇的正常通风。
⑥巷道恢复通风后,必须由电工对其内的电气设备进行检查,证实完好后,方可人工恢复局扇供风巷道内一切电气设备的电源。
26、局扇安装三专两闭锁,采用有选择性漏电保护装置的设备对供电线路供电,每天专人检查一次。
27、巷道掘进时尽快落底开掘联络巷,安装主扇通风,将局扇移到井下,以减少通风长度,贯通前明确贯通时调整风流的设施的布置和要求,并预计贯通后的风流方向、风量和瓦斯量的变化情况,贯通时通风部门派干部现场统一指挥,确保施工安全,贯通后待系统稳定,方可恢复工作。
28、确保局扇正常运转,风量足够,保证合理风量和风速,稀释和排除工作地点粉尘。
29、冲洗巷壁,定期清扫积尘,刷白巷道,防止煤尘累积,放炮后洒水、冲洗煤壁顶板,并浇湿底板和落煤。
30、设置喷雾洒水装置,当头及回风口各一处,以有效控制粉尘的飞扬。
喷雾洒水装置专人管理和维护,不得随意拆除,确保装置完好,正常工作。
31、运输石门掘进到50m,距煤层平距40m时打防突钻孔,进行防突考察,具体按石门揭煤安全技术措施严格进行。
32、掘进面湿式钻眼,杜绝干式钻眼,搞好个体防尘,加强个体防护,配备使用防尘口罩。
33、建立健全矿井综合防尘系统及组织与管理制度,由矿长每年组织编制和实施,在地面永久消防水池上接Ф57x4钢管到井下工作面,井筒每隔50m,预设三通一个,在离当头25—40m处设防尘水幕一道净化风流。
(五)防水
34、正确使用水泵,预备检修好备用水泵,确保排水安全。
35、专人定期检查水泵、电机、开关及管道,确保其处于正常状态。
36、及时定期清理水仓,保证容积和水泵吸水口不堵塞。
37、水泵工坚守工作岗位,及时排出井下涌水。
38、出现下列情况是透水征兆:
煤层发潮变暗;顶板异常,煤壁出汗变冷;工作面气温降低,巷道中出现雾气;顶板来压,出现淋水;煤壁片帮掉碴,底板鼓起渗水等;工作面淋水有特殊变化、如突然增大、水呈红色、水味发涩和有腐臭味和臭鸡蛋味、水混蚀及煤壁挂红;煤层发出水叫声,有害气体增加(CH4和CO2增加),甚至出现H2S气体。
出现上述征兆,要加强工作面支护,必要时打迎面支架,情况特殊、水较大时人员要立即撤出并报告调度室。
39、为确保安全,做到“有疑必探,先探后掘,有掘必探”,工作面采用探水钻探水前进,具体见“探放水安全技术措施”,并作好探放水记录。
(六)放炮通风
40、巷道中矿车,物料等不得超过1/3以上,并无其它杂物。
41、放炮必须严格执行“一炮三检”和“三人连锁放炮制”,并发出明显的信号,放炮地点20m内的风流中CH4浓度超过1%严禁装药和放炮。
42、放炮前必须检查工作面顶底板情况,加固迎头5m内的支护。
43、放炮地点设在地面,并由班长亲自在可能进入工作面的巷道口布置警戒,并清点人数。
44、必须使用MFB—200型发爆器,两芯阻燃电缆放炮,不得使用其它电源或明火放炮,不得使用三芯以上电缆或不符合要求的放炮线放炮。
放炮母线敷设于右帮,必须随用随敷,敷设高度离底板1—1.5m,不得敷设在巷顶,不得与管道、风筒等混绞一起,放炮母线用母线盒连接,不得有明接头,当头
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