综采作业规程.docx
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综采作业规程
第一章:
工作面概况
第一节:
工作面范围及上下层的采掘情况及影响
概
况
煤层名称
5#煤
水平名称
+910
采区名称
5#煤一采区
工作面名称
5-105
地面标高(m)
+1150m~+1285m
工作面标高(m)
+612m~+690m
地面位置
工作面位于高山丘陵区,地表为侵蚀性黄土梁峁为主,其次为黄土沟谷地貌中的冲沟,工作面对应地表南部为与104省道连接的庞庞塔沟内公路,通往庞庞塔村及旧矿,北部为我矿煤场。
工作面范围内有一个p15号地质钻孔,盖山厚度为470m-625m。
井下位置
及四邻
采掘情况
工作面北部为西区四条暗斜井,东部为已回采完的5-103回采工作面,西部为未施工的5-107工作面,南部为实体煤。
回采对地面设施的影响
对应地表范围内及正巷对应地表向外80m的由我矿供入后长乐村水塔的供电线路线杆会受采动影响。
走向长
(m)
副巷:
1450
采长
(m)
170
面积
(m2)
205944
(已扣除煤柱面积)
正巷:
1450
第二节:
煤层赋存情况
煤层情况
煤层总厚
(m)
6.1
煤层结构(m)
煤层倾角
(度)
18-25
2(0.5)0.1(0.2)0.3(0.4)2.6
稳定程度
21
稳定
概况:
该面所采5#煤层节理发育,煤层结构复杂,煤层中部夹三层碳质泥岩(0.2-0.6),煤层厚度变化不大,属较稳定煤层,夹矸总厚度约为1.5m,岩性多数为碳质泥岩、局部有少量泥岩,由于炭质泥岩普氏硬度f=2.5,对回采影响不大。
煤
质
情
况
M
Ad
(%)
Vdaf
(%)
Qgr。
maf
(MJ/kg)
FC
St。
d
(%)
Y(mm)
工业牌号
1.13
22.06
33.78
29.843
/
0.64
/
1/3JM
概况:
⑴煤质牌号:
1/3焦煤。
⑵工业用途:
发电炼焦。
第三节:
煤层顶、底板情况
煤
层
顶
底
板
情
况
顶板名称
顶底岩性
厚度(m)
岩性特征
老顶
泥岩
5.1m
黑色泥岩,厚层状,水平层理,断口参差状,垂直裂隙发育,方解石充填,可见植物化石。
直接顶
砂质泥岩
2.5m
灰黑色砂质泥岩,薄层状,水平层理,含云母碎片,含植物化石。
伪顶
炭质泥岩
0.2m
黑色炭质泥岩、加亮型条带,比重小、半坚硬,性脆,中部夹有少量黑色、半亮型煤。
直接底
泥岩
1.4m
灰黑色泥岩,薄层状,半坚硬,具滑面,含植物根茎化石,夹粉砂岩条带,局部破碎严重。
老底
K3砂岩
5.08m
灰黑色砂质泥岩,中厚层状,水平层理,局部含菱铁质结核,夹粉砂岩条带及泥岩薄层,含植物化石。
第四节:
工作面的地质构造情况
地
质
构
造
情
况
概况:
断层:
根据掘进资料,该面掘进中揭露断层5条,其中F2、F3、F4、F5对回采有较大的影响,F1对回采影响不大,在回采期间必须加强对顶板的管理,预计在回采中还将有小断层出现。
构造
名称
性质
走向(°)
倾向(°)
倾角(°)
落差
(m)
对回采影响程度
F1
正断层
E
180
70
1
不大
F2
正断层
S20E
250
75
4.5
较大
F3
正断层
S12E
78
36
3
较大
F4
正断层
S24E
270
62
2
较大
F5
正断层
S10W
100
82
2.2
较大
第五节:
水文地质情况
水
文
地
质
情
况
1、顶板含水情况:
二叠系下统山西组砂岩裂隙含水组,主要由K3及多层砂岩层组成,岩性为细—粗粒砂岩,岩性和厚度变化均较大。
在井田内,由于本组没有出露区域,且砂岩稳定性差,所以富水性很弱。
2、底板含水情况:
⑴太原组灰岩岩溶含水层组,从目前井下施工了5个水文孔简易水文资料表明,本组灰岩为弱富水性。
⑵奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层组,①由于二叠、石炭系含水层之间较厚的泥质岩石,和裂隙、岩溶不发育的砂岩、灰岩,均可视作隔水层;奥陶系顶面到10#煤底板之间平均厚度为55m,岩性主要为泥质岩类,夹不稳定的薄层砂岩和灰岩,具有较好的隔水性能,对奥灰水可起到隔水作用。
②该工作面在掘进过程中未揭露大断层,因此,含水层组基本上是独立的,互不沟通,其水位都有明显差别,可以说明隔水层起到隔水作用。
3、综合分析
⑴砂岩裂隙水:
从巷道掘进期间水文资料及邻近工作面揭露的水害情况分析,5#煤顶板砂岩裂隙水在掘进期间基本无水,为弱富水性,对回采不会造成影响。
⑵太灰水:
从目前井下施工的5个水文孔资料分析(太灰水静水位标高为+612.83-+767.068m),该工作面最低标高为+612m,太灰水最大带压约1.5Mpa,5#煤层与太灰水之间隔水层厚度约为35m,经计算最大突水系数约为0.04MPa/m。
从物探资料分析,底板60m范围内低阻异常区为太灰水影响,其富水性为弱富水性,对回采不会造成影响。
⑶奥灰水:
从施工的水文钻孔资料分析(O2静水位标高为+828.52—+852.81m),该工作面最低标高为+612m,奥灰水最大带压约为2Mpa,5#煤层与奥灰水之间隔水层厚度约为90m,经计算最大突水系数约为:
0.02MPa/m。
根据煤矿防治水规定要求,底板受构造破坏块段突水系数一般不大于0.06MPa/m,正常块段不大于0.1MPa/m,处于安全开采范围,5#煤层底板至奥灰隔水层厚度约为90m,在掘进期间未揭露大构造,不存在导通奥灰水,对回采不会造成影响。
⑷为了进一步保障工作面安全生产,工作面铺设了两趟φ159mm排水管路,各个水仓分别安设两台水泵(一用一备),排水能力达到了最大涌水量的2倍,所以该工作面处于安全开采范围。
正常涌水量
15-30m3/h
最大涌水量
45-60m3/h
第六节:
其它地质情况
瓦斯
煤尘爆炸指数
煤的自燃
地温危害
绝对涌出量为1.22m³/min,相对涌出量为0.23
m³/t
煤尘具有爆炸性,爆炸指数:
30.2-36.28%
煤层易自燃
根据原庞庞塔井田以北1.5km处的ZK5-3钻孔资料,测温结果为恒温带15m,地温梯度为1.7℃/100m,属正常地温区。
CO2
二氧化碳相对涌出量为0.46m3/t,绝对二氧化碳涌出量为2.43m3/min。
普氏硬度
(f)
煤层
夹矸
直接顶
直接底
2
3
5
3
第七节:
煤层赋存情况
储量情况
块段号
走向长
(m)
采长
(m)
面积
(㎡)
煤厚
(m)
容重
(t/m³)
基础储量111b
(t)
回采率
(%)
可采储量
111(t)
1
1450
170
205944
6.1
1.51
2031908
85
1727121
备注:
面积中已扣除煤柱
第八节:
物探、钻探情况
物探情况
1、采用坑透对5-105工作面内部构造进行了探测,分别有三处异常区,一号异常区位于5#导线点前2m-17#导线点前19m之间,推断该区内存在隐伏构造;二号异常区位于21#导线点前3m-21#导线点前35m之间,推断该区受跟前的H=3m的正断层影响;三号异常区位于切巷处,推断该区受切巷内的H=2m、H=2.2m的正断层影响。
2、采用瞬变电磁法对5-105工作面底板进行了富水性探测,根据报告分析,底板60m范围内低阻异常区为太灰水影响,5-1051巷内施工的2#水文孔静水位标高为711.275m,太灰水带压约0.2-1MPa之间,由于目前+750胶带一联巷及+750胶带绕巷成功的对太灰水进行疏放,水位已持续降低,工作面在掘进期间未揭露大断层,未与太灰水沟通,在回采期间不存在底板突水的危险。
钻探情况
根据坑透报告分析,二号、三号异常区为附近揭露的断层影响,一号异常区(5#导线点前2m-17#导线点前19m之间)附近未揭露其它构造,按照“有疑必探”的原则,共施工了5个钻孔,单孔钻探距离为60-70m,对一号异常区进行了钻探验证,验证结果表明,该处异常区内存在隐伏构造。
根据钻探期间揭露岩性与柱状图比对分析,可判断断层落差约为H=2-3m的正断层。
对功50____________________________________________________________________________________________________________________________胶带50____________________________________________________________________________________________________________________________
问题及建议
1、回采期间应加强涌水量监测,如遇涌水量突然增大,超过预计最大涌水量时,应立即停止生产,加强工作面排水,并通知调度室,如果水量持续增大,应立即组织人员撤离。
2、加强工作面水文地质资料的收集,对收集资料进行分析,并提供给相关领导及科室,以便指导生产。
3、加强工作面排水系统管理,排水设备备用到位,对设备不定期检查及维护,对工作面水仓定期进行清仓,确保水仓有效仓容。
4、在雨季汛期,加强地面检查及井下涌水量变化情况,并建立台账及时填写。
5、当遇到断层、无炭柱等,必须对异常区域进行钻探,根据钻探结果制定专项措施,确保工作面安全生产。
注:
1、煤层综合柱状图见附图1
2、平面布置图见附图2
第九节:
巷道布置情况
采区设计、采区巷道布置情况
5#煤一采区采用单翼布置,在采区北部布置皮带暗斜井、行人暗斜井、回风暗斜井、轨道暗斜井。
副巷
副巷为矩形断面,巷道毛宽4.5m,净宽4.3m,毛高3.5m,净高3.4m。
采用锚网+W钢带+锚索联合支护,顶部选用φ22×2500mm高强左旋螺纹钢锚杆,帮部选用φ20×2000mm高强锚杆及φ21.8mm×4.3m锚索,锚杆间、排距均为800mm,每2.4m在两帮各布置两根φ21.8mm×4.3m帮锚索;顶部每2.4m布置3根φ21.8mm×8.3m锚索。
正巷
正巷为矩形断面,巷道毛宽5.0m,净宽4.8m,毛高3.6m,净高3.5m。
采用锚网+W钢带+锚索联合支护,顶部选用φ22×2500mm高强左旋螺纹钢锚杆,间排距750×800mm,帮部选用φ20×2000mm高强锚杆,锚杆间、排距均为800mm;顶部每2.4m布置一组φ21.8mm×8.3m锚索,一组三根。
切巷
切巷为矩形断面,巷道毛宽8.0m,净宽7.8m,毛高3.1m,净高3.0m。
采用锚网梁+锚索支护,顶部选用φ22×2500mm高强左旋螺纹钢锚杆,帮部选用φ14.6×1600mm普通锚杆,锚杆间排距800×800mm;顶部每0.8m布置一组φ21.8mm×12.3m锚索,一组3根,每两组中间布置一组桁架锚索,一组4根,锚索规格:
φ21.8mm×10.4m。
停采线
正巷停采线距离回风暗斜井100m;副巷停采线距离轨道暗斜井70m.
注:
5-1051巷支护及管线、设备断面布置示意图见附图3
5-1052巷支护及管线、设备断面布置示意图见附图4
第二章:
采煤方法及回采工艺
第一节:
采煤方法
一、名称:
5-105综放工作面采用一次采全高综采放顶煤走向长壁采煤法。
二、采高及层位控制:
根据煤层赋存情况、巷道掘进高度及采煤机与支架的配套关系,确定工作面采高为2.8m。
回采时,一方面在保证采高的前提下留设一定厚度的底煤(200-400mm),防止割破沙质泥岩,另一方面保证有足够的顶煤厚度,使采放比合理,减少丢煤。
放顶煤厚度3.3m,循环进度0.8m,单向割煤,一采一放,使用单轮顺序放煤方式,采放比1:
1.18,割煤步距0.8m,放煤步距0.8m。
三、工作面正规循环生产能力
Q=L×S×H×R×C
式中:
Q--割煤产量;
L--工作面长度;
S—采煤机截深;
H--煤层厚度;
R--煤的密度;
C--工作面煤炭回收率;
1、循环产量
1)工作面机采产量
170×0.8×2.8×1.51×0.95=546t
2)放顶煤产量
170×0.8×3.3×1.51×0.91=616t
循环产量=机采产量+放顶煤产量=530+635=1162t。
3)日循环产量(日循环个数为4.5个)
(546+616)×4.5=1165×4=5232t
4)月产量(按25天计算)
5232×25=130803t≈130000t
第二节:
回采工艺
一、工艺流程:
MG400/930采煤机下端头斜切进刀—→推前部输送机—→上行割煤—→移架—→放顶煤—→拉后部输送机—→采煤机返向下行清浮煤—→推前部输送机机头斜切进刀段—→下端头斜切进刀。
二、工艺说明:
(一)采煤机进刀方式
采用端部斜切进刀单向割煤方式,如图所示。
其工序如下:
采煤机完成端部斜切进刀后,将前部输送机推向煤壁,采煤机向另一端正常割煤(图a);采煤机到达工作面另一端割透煤壁后,立即反向跑空刀清理浮煤(图b);在采煤机到达斜切进刀段以前,输送机机头已推向煤壁,此时采煤机即可顺势进行斜切进刀(图c);采煤机斜切进刀完成后,反向向另一端割煤,开始下一个割煤循环(图d)。
(a)采煤机向上割煤
(b)采煤机向下跑空刀清浮煤,下机头推向煤壁
(c)采煤机向下端斜切进刀
(d)采煤机反向割下一刀煤,输送机全长推向煤壁
采煤机端部斜切进刀单向割煤
(二)移架
1、移架顺序
由于工作面前后部输送机机头、机尾均采用平行布置方式,因此割煤时过渡支架无法及时移架支护,即采煤机割煤后,过渡架必须在前部输送机机头推移后才能移架,因此造成工作面的基本支架和过渡架不能顺序前移,使得移架工序变得复杂,现将移架顺序描述如下:
①采用自下而上顺序移架(3#~111#架);
②前部输送机机头、机尾推向煤壁后,将机头1#~2#架、机尾112#~114#架前移。
2、移架方式
手工进行、本架操作,每个支架完成降、移、升动作后,应将支架的升柱手把打在升的位置上保持一定的时间(3~5s),以保证支架的初撑力。
1)工作面支架移架工艺
①正常情况下:
a、在操作前,人员应站在支架前后立柱间,同时注意观察动作部位情况。
移架顺序应按照:
收回护帮板→降后柱(100mm~200mm)→降前柱和前梁,操作推移手把通过推移千斤顶将支架向前推移0.8m步距,再升前柱,随后升后柱,支架达到初撑力要求后,打出护帮板护帮。
所有操作手把停止动作后,将操作手把打到“零”位。
b、移架时,滞后采煤机前滚筒两架将支架的护帮板挑起,临时支护顶板,滞后采煤机后滚筒两架进行移架,尽可能要少降快拉,支架不得歪斜、咬架。
移架后,支架成一直线,其前后偏差和支架中心矩要符合质量标准要求。
c、支架顶梁与顶板接触后,操作手把继续供液3~5s,使支架初撑力达标,操作结束后及时将操作手把归“零”位。
②顶板破碎带及煤壁片帮带的移架工艺:
a、工作面机组割煤后拉架实行追机作业,采煤机滚筒扫底刀通过,滞后采煤机前滚筒两架移架,拉架工采用带压移架法,及时少降前梁带负荷移架,及时支护,移至作业规程规定的最小控顶距。
b、顶板破碎带采用超前带压擦顶移架的方式控制顶板,移架后将前梁插板伸出,打出护帮板护帮。
c、前梁插板与护帮板操作工艺:
顶板破碎带,在前梁插板伸出情况下拉架过程中,应边拉架边收回前梁插板,支架前移后,将前梁插板完全伸出,打出护帮板护帮。
d、特殊情况下由于溜子下滑,导致机尾过渡支架无法与前部输送机连接,采用单体支柱戗配合使支架前移时,在操作过程中,将单体支柱戗在后溜底座与支架四连杆卡槽内,并使用8#铅丝成双股将单体支柱的柱头、柱尾与支架连接,送液时,必须缓慢进行,确保在拉移支架过程中人员的安全。
备注:
工作面支架前梁插板只能当做临时支护使用,严禁在支架前梁插板未收回情况下拉移支架。
2)超前支架的组成及移架工艺
①副巷安设超前支架型号为:
ZT2×3500/22/45,支架总长为60m,支护宽度为3.84m,中心距为2.2m,初撑力15Mpa。
该支架为左右两架成一组使用,两架之间由防倒千斤顶连接,每一架由前后两节组成,前节的顶梁后部与后节的中间梁相连,前节的底座后部与后节的底座前部通过连接头、移架千斤顶相连,前后节互为依托,达到移架的目的。
②该支架主要由顶梁、底座、前后连杆、掩护梁、中间梁组成。
③超前支架的移架工艺及注意事项:
a、超前支架操作为本架操作,在操作支架过程中,严禁无关人员站在所移支架内及两侧。
b、支架前移时,先将两侧护板收回,降架时将同组中一侧支架前、后立柱微降(即:
顶板距超前支架顶梁50mm之内)。
c、利用支架操作手把通过前移千斤顶将超前支架前移。
d、支架移动到位后,操作手把将支架升起,使其初撑力达到规定值。
e、然后移设其它支架。
同组中超前支架拉移工艺相同,在移架过程中严禁将伸缩梁伸出。
f、移架时,移架速度要快、稳,并应随时调架,使移后的支架与顶底板垂直。
g、移架时发现阻力过大,严禁硬拉,应迅速查明原因,并采取相应措施。
h、升柱时,同时操作本架前后立柱操作手把使前后立柱迅速升起支撑顶板,手把继续供液3-5s,使支架完全接触顶板,确保支架初撑力达标。
3)正巷端头支架的移架工艺
正巷端头采用一组ZFT25000/23/45端头支架支护,顶梁长度12.5m,宽度3.5m。
移架工艺及注意事项如下:
①先操作端头支架的1#架,降1#架前、中、后立柱,使1#架离顶,通过与转载机连接的推移千斤顶使1#支架前移一个步距(0.8m),行走过程中为了防止支架倒架及歪斜,在支架前、中、后顶梁上设有防倒千斤顶以便及时调整,支架前移一个步距后,同时升前、中、后立柱及时支护顶板。
②操纵2#端头架手把,降2#架前、中、后立柱使2#架离顶,通过2#架推移千斤顶使2#架前移一个步距(0.8m),2#架在前移过程中,及时调整顶梁防倒千斤顶,使顶梁不歪斜,2#架到位后及时升前、中、后立柱及时支护顶板,完成端头架前移,端头架到位后打出端头架侧护板。
(三)放煤工艺
放煤工序滞后工作面移架工序进行,滞后距离为4架。
1、放煤工艺规程:
放煤工序为:
采煤机割煤时,滞后移架工序4架的距离,开始放顶煤工序。
以上行割煤为例:
第一人先从机头4#支架开始放煤,第二人滞后第一人30s进行5#架放煤,第一人在4#架放煤口放煤量明显减小的情况下,关闭4#支架放煤口,进行6#支架的放煤工作;当5#架放煤口放煤量明显减小并关闭后,放煤工进行7#支架放煤工作。
如此往复,直至放到机尾剩余3架为止。
单轮放煤:
5-105综放面的顶煤厚3.3m,采用单轮放煤。
顺序放煤:
在工作面全长上应从工作面一端开始,顺序打开支架放煤口进行放煤,并和移架的顺序相一致,一次最多同时开两个相邻支架放煤口。
均匀放煤:
在每个轮次放煤时,每个放煤口的放煤量,应近似相等,一般情况下,以放煤时间来控制,严禁降架放煤。
大块破碎:
放煤过程中如遇见大块煤,应及时用支架放煤机构的破煤装置将大块破碎。
对低位放顶煤支架而言,应用尾梁将大块挤碎或用插板将大块煤捣碎。
见矸关门:
放煤口出现冒落的直接顶矸石时,应及时关闭放煤窗口。
通常情况下,不一定见矸关门,这样会丢失煤炭。
根据煤质要求,在有洗煤厂的情况下,可允许放出一部分矸石,以便放出更多的煤。
通常情况下,可在放煤口出现明显矸石时,关闭放煤口。
采放比确定:
设计割煤高度2.8m,放煤高度3.3m,故该面的采放比为:
采放比=2.8/3.3=1:
1.18
2、放煤口数量确定:
按后部输送机能力确定放煤口数目。
单口放煤量:
qf=1.5×0.8×3.3×1.51×91%=5.44t
其中:
1.5——单组支架宽度;
0.8——放煤步距;
3.3——顶煤厚度;
91%——顶煤回采率。
单口纯放煤时间:
单口纯放煤周期设计为50s,连续放煤周期88s/架,为便于顶煤充分放出,提高回采率,取tf=100s。
每分钟放煤量:
Q=5.44×60/50=6.53t
同时放煤口数目的确定:
考虑2.0不均衡系数,同时应满足后部输送机2000t/h的能力要求。
同时放煤口数目最大值为:
Nf=2000/(6.53×60×2.0)=2.55(个)
由于移架后漏煤,因此取Nf=2(个)
放煤循环时间:
Tf=100/60×103/2
=86min
3、采煤机割煤速度的确定:
根据采放平行作业的要求,割煤循环时间和放煤循环时间应相等,放煤工序循环时间为43min。
单向割煤时,采煤机割煤速度按Vg1=3.0~4.0m/min计,清煤速度按Vg2=5.0~6.0m/min计,由下式:
Tg1=200/Vg1=57.14取Vg1=3.5m/min
Tg2=200/Vg2=36.37取Vg2=5.5m/min
割煤周期Tg=Tg1+Tg2=57.14+36.37=93.51min
同时考虑推溜和辅助时间大约30min,整个循环周期应为123min,和放煤周期大致相符,因此,本工作面采用一采一放单轮顺序放煤方式是可行的。
①初次放顶煤
工作面回采初期,顶煤比较完整,放煤困难,为提高初次放煤回收率及尽快达到放煤标准,采取以下措施:
A、放煤时,先收回支架放煤插板,并操作尾梁千斤顶,使尾梁摆到适当位置,以便能使顶煤直接流入后部输送机。
放煤时,可多次反复摆动尾梁使大块煤破碎,便于放尽;放煤时如遇大块煤,应用尾梁、插板进行破碎。
见矸时,升起尾梁、伸出插板停止放煤,完成放煤工作。
B、反复升降支架,迫使顶煤与直接顶离层,使顶煤破碎,从而通过后尾梁流入后溜中。
C、在反复升降支架时,必须密切注意支架前梁上部顶板状况,升起架后,必须保证支架前梁接顶严密,初撑力达到要求,防止出现冒顶事故。
②正常放煤:
放煤操作:
操作尾梁千斤顶,使尾梁收到适当位置,保证放出的煤流入后溜中,若大碳块堵住,则可多次反复伸收尾梁使大碳破碎,放煤结束后,升起尾梁、伸出插板。
③放煤要求及注意事项:
A、工作面移架后,后部输送机正常运转时,方可进行放煤工作。
B、放煤范围:
除机头、机尾及其相邻的一组中间架外,其余中间架全部放煤。
C、工作面采用割放平行作业的工艺,放煤时,同时放煤的架数不得超过2架。
D、放煤时,必须密切注意放煤口涌出煤流及矸石的状况,严防大块矸石进入后溜。
E、放煤结束后,必须及时升起尾梁,将插板伸出进行挡矸,以免大块矸石进入后溜,损坏后溜设备。
F、放煤工在伸出插板时,必须注意插板伸出状况与后溜相对位置关系,严禁出现插板拌链的事故发生。
G、放煤工操作时必须站在支架踏板上操作。
H、严禁多段同时放煤,严禁留顶煤不放。
I、后溜司机必须观察后溜煤量和电机负荷状况,防止压溜的事故发生。
J、工作面语音报警系统发出后溜过载预警时,放煤工要立即停止放煤。
K、放煤工责任心要强,严格控制每组支架的放煤时间及放煤量,严禁过量放煤或局部矸石提前窜入而影响回收率及煤质。
L、放煤期间,派
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