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文档简介

90102回风顺槽作业规程第一章概况第1节概述1、巷道名称90102回风顺槽。2、巷道用途该巷道服务于9煤的采掘工作,主要担负90102工作面回风任务。3、巷道参数90102回风顺槽巷断面形式为矩形,毛断面积8M2,采用锚网喷、锚索加强支护。4、服务年限及开竣工时间该巷道按采掘计划要求,服务于9煤的开采,从2014年6月开工,竣工时间需按实际情况进行调节。第二节编写依据一、文献资料及批复文件煤矿安全规程(2011版)、各工种操作规程(公司自编)、煤矿安全质量标准化标准及考核评分办法、技术管理体系下发的有关安全生产的技术管理规定等。山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室文件晋煤重组办发【2009】37号文“关于长治市长治县煤矿企业兼并重组整合方案(部分)的批复”。山西长治县雄山煤炭有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计说明书。山西省煤炭工业厅综合测试中心编制的山西长治县雄山煤炭有限公司矿井瓦斯涌出量预测报告二、地质报告及批准时间山西地宝能源有限公司于2010年2月编制的山西长治县雄山煤炭有限公司兼并重组整合矿井地质报告。山西省煤炭工业厅晋煤规发(589)号2010年7月8日批。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井上下对照关系表第二节地质构造地质构造受区域构造影响,本井田总体为一轴向北北西的宽缓背斜构造,两翼底层倾角35。井田西南边缘还发育有一落差10M的正断层。井田内未发现陷落柱,也没有岩浆岩侵入体。井田构造属简单类。第三节水文地质水文地质井田内的3煤层已大部分采空或被破坏,煤矿现设计开采315煤层。在煤矿开采区,地表有六条小的地面裂缝,由于土地耕种,局部裂缝已被填埋。井田内未发现因采矿而诱发的崩塌、滑坡等地质灾害现象。主要水源是向斜处顶板含水层,水量很小,主要是打锚索、锚杆后出现的滴水。掘进正常探放水即可。第三章巷道布置及支护说明工程名称90102回风顺槽地面标高11551218M井下标高974M1050M地面的相对位置的建筑物、小井及其他该巷道位于井田西南部,地表为丘陵地带,无建筑物,无地表水体影响,盖山厚度185238M,对该项施工无太大影响井下相对位置及掘进巷道的影响运输顺槽周围无采空区及古空巷道,对掘进无影响。邻近采掘情况对掘进巷道的影响运输顺槽临近均为岩石,对掘进无影响。第一节巷道布置一、巷道布置1、层位9煤层。2、净断面矩形断面,净宽4M,净高2M。3、坡度沿煤层顶板掘进。4、巷道位置该巷道位于90103回风斜巷及平巷北侧。二、巷道布置原则充分利用保护层,避开地质破碎带,避开应力集中区,掌握施工动态、围岩变化情况等。三、巷道布置图(后附)第二节矿压观测一、观测内容1、顶底板活动规律分析;2、巷道顶板离层量、底板及两帮变形相对位移量监测,支护质量动态监测,锚杆锚索锚固力动态监测等。二、观测方法1、仪器选型及安设位置技术科确定观测仪器的选型及安设位置。2、矿压观测方式技术科负责现场收集各种数据,并进行分析;安全科负责支护质量动态监测及锚杆锚索锚固力动态监测。3、观测时段技术科每周现场收集一次,安全科进行现场抽样和每半个月验收一次。三、数据处理数据处理技术科每周对各种数据处理一次,掘进队根据数据显示情况,根据实际要求及时改进支护设计。四、矿压监测日常监测包括四部分内容锚杆锚固力抽检,巷道两帮移近量,顶板离层仪观测和锚杆(索)预紧力检测。1、锚杆锚固力抽检按永久支护每隔5排抽检1排,1排抽检3根,按顶部1根、两帮各1根进行,由安全科组织,抽检时非破坏拉拔,达到要求即停止,若发现不合格锚杆,要在其附近及时补打。2、预紧力矩抽检按不小于30的数量比例用力矩扳手对锚杆螺母拧紧力矩进行抽检,达到200NM时合格,否则该区域锚杆需重新拧紧。3、两帮移近量观测每隔30M于两帮选择合适位置的相对应的锚杆做好标记,并量出两锚杆间的距离作为基数,以后每10天观测记录一次,并编号挂牌管理。第三节支护设计根据对巷道围岩和煤质的分析,并利用邻近巷道的矿压观测资料,依据施工现场的实际情况选择了科学的支护设计,并确定该巷道支护形式为锚网、锚索联合支护;同时根据多年来的实际经验总结,采用工程类比法选用了合理的支护参数。一、临时支护设计(附临时支护示意图)临时支护采用2根40M长的3寸钢管(内套25寸)做前探梁,穿在专用圆环状的前探梁卡内,圆环顶端设有螺纹座与顶锚杆尾部的螺纹连接。前后两排前探梁卡的间距为排距的2倍。然后用一块250020050MM的优质木板进行临时护顶,再用大木楔绞顶。二、永久支护(一)、锚杆支护参数的计算1)锚杆长度的确定顶锚杆根据悬吊理论计算本矿的煤层顶板属中等稳定型,锚杆须锚入稳定岩石035米,锚杆外露005米。则锚杆的长度LL1L2L31303500517(M)其中L1顶板最大松动圈的厚度,根据已掘巷道离层分析得13米L2锚杆须锚入稳定岩石长度,取035米L3锚杆外露长度,005米结合锚杆支护技术要求及我矿生产实际选定锚杆长度10米、20米。2)锚杆间排距的确定L128米。考虑巷道宽度间距取1米,排距取1米。HKQ锚杆的抗拉力为80吨,经矿技术科和安全科做锚杆拉拔力试验,锚杆的抗拉力均在80吨以上。其中Q抗拉力,取80吨K安全系数,取15岩石容重,取25KN/M3H顶板最大松动圈的厚度,根据已掘巷道离层分析得13米。考虑巷道宽度,间距取1米,排距取1米,符合理论计算要求。(二)、锚索间排距的确定(悬吊理论校核锚索间(排)距)为防止巷道顶板岩层发生大面积整体跨落,用178MM,L6000MM的钢绞线,将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于坚硬岩层中,校核锚索间(排)距,冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑,此时,靠巷道两帮锚杆和锚索一起发挥悬吊作用,在忽略岩体粘结力和内摩擦力的条件下,取垂直方向力的平衡,可用下式计算锚索间排距。LNF2/BH(2F1)/L1SIN式中L锚索排距,M;B巷道最大冒落宽度,M;H巷道冒落高度,按最严重冒落高度取25米;岩石容重,取25KN/M3;L1锚杆排距,08米;F1锚杆锚固力,取80KNF2单根锚索的极限破断力,取250KN锚杆与巷道顶板的夹角,90;N锚索排数,2排;L2250/42525280/0821M90SIN考虑巷道宽度,排距取5米,符合理论计算要求。永久支护情况表区段名称支护形式支护规格排距循环进尺最大控顶距最小控顶距备注90102回风顺槽锚网喷矩形净宽4M,净高2M1M2M24M04M锚索加强支护锚网支护规格(附支护断面图)1、顶板支护该巷起始点布置于9煤层底板,煤层同方向为35下坡,沿煤层顶板掘进。每排顶锚杆采用两根20MML2000MM和两根20MML1000MM的高强度螺纹钢锚杆,帮锚杆采用四根20MML1000MM的高强度螺纹钢锚杆,间距1000MM,排距1000MM,树脂药卷加长锚固,每根锚杆采用CK2335,CK2360各一支,锚固长度950MM,铺设钢筋网(8MM、网格规格为8080MM。锚索加强支护为每隔5M沿巷道中线布置一根178MM的预应力锚索,锚索设计长度为6米(根据稳定顶板的深度而定,锚索终端锚入坚固岩层不少于2米),每根锚索采用树脂药卷CK2335一支,Z2360二支,锚固长度1550MM,每根锚索采用一块20020020MM钢板及锁具一套。2、金属网铺设及循环进尺(1)掘进过程中,循环进尺为2M,排距为1M,最大控顶距为24M,最小空控顶距为04M,如遇顶板压力较大,顶板岩性不好,煤层层理节理发育或出现高顶时,适当缩小循环进尺和最大控顶距,帮锚杆紧跟工作面打设。(2)挂网采用金属钢筋网,由直径6MM接而成;网片规格为1000MM2000MM,网格规格为8080MM。3、其它掘进期间遇顶板压力较大、由岩层揭露煤层或其它异常情况时,由技术科确定更改支护方式和补充专项安全技术措施。第四节支护工艺一、临时支护施工工艺1、断面形成后,作业人员站在自制高凳上将前探梁卡扭结在靠近工作面的两根顶锚杆上。2、在专人监护下,作业人员站在支护完好,退路畅通的安全地点,利用长柄工具进行敲帮问顶确认无问题后,方可进行临时支护。3、在最后一排永久支护下搭设工作台。作业人员将临时支护网片与永久支护网片在左、中、右各联3孔以上。4、2人将绞顶大板与梯子梁横担在前探梁上后,用长柄工具将顶网托起,同时后面两人用长柄工具将前探梁推至工作面,将绞顶大板与梯子梁位置摆放合适,然后用大木楔将绞顶大板与顶板绞实背牢。5、承载前探梁的锚杆外露长度不小于50MM,并间隔一排打设成直线,以利于前探梁的安设。6、前探梁卡要保证丝扣完好,无磨损,否则必须更换,螺丝必须满丝满扣。7、临时支护绞顶必须及时有效,严禁任何人进入空顶区。二、永久支护施工工艺1、施工机具施工设备情况表序号设备名称型号数量动力配套方式备注1顶锚杆钻机MQT130/27C12风动外接2帮锚杆钻机MQS45/14C22风动外接3预紧力张拉千斤顶YCD160/211液压配套油泵4锚杆拉力计LSZ2001液压配套油泵5气动扳手1风动外接6风镐JD182风动外接7顶钻杆1M208帮钻杆干式麻花钻杆209钻头28MM顶钻头、帮钻头1010搅拌器锚杆、锚索专用2、支护工序安排与要求落煤根据设计的断面尺寸进行爆破落煤,保证巷道成型。临时支护根据临时支护设计进行临时支护。上顶网钢筋梯子梁。打顶锚杆按设计要求打设,最大控顶距2M,最小控顶距04M。人工刷帮确保帮锚杆托板贴帮。锚杆全部打设完毕后,进行下一循环。3、锚杆施工方式(1)、顶锚杆、标眼位临时支护将顶背实绞牢后,搭好工作台,按照设计位置要求标定眼位(使安设的梯子梁能够充分压实联网接口处),并用镐将眼口刨平。、打眼掌钎工用左手抓住处于直立状态的锚杆钻机护绳板,右手将10M钻杆插入钻机夹盘内,操作者抓紧锚杆钻机T型把手,然后顺时针旋转支腿控制钮,直到钻尖对准眼位,然后慢慢给马达控制加压,当钻尖钻入顶板后,操作者用右手拇指逆时针旋转控制阀,钻杆同时溢水冲刷清孔,钻孔到位后,下缩钻机并关水。照上述操作程序完成2M钻杆打眼。、安装锚杆先把锚垫及半球垫套在锚杆上,再把树脂药卷依次装入钻孔并用锚杆将药卷送到孔底,然后将搅拌器插入钻机夹盘内,并将锚杆螺母套入搅拌器内,随后边搅拌边推进,直到将锚杆送入孔底。、紧固锚杆卸下搅拌器,等待一分钟,待验收员取中线合格后,使用风钻紧固器或力矩扳手旋转螺母,使其紧固达到要求。(2)帮锚杆施工工艺、联网先用镐敲掉两帮活煤,搭好工作台,铺网并将帮网与顶网及上一排帮网孔孔相联。、标眼位打眼在联网接口处按设计要求标出眼位,然后一人将钻杆对准眼位,并把钻杆插入帮锚杆钻机内,然后放开钻杆,另一人辅助操作帮锚杆钻机将帮眼打设至规定位置。、安装锚杆刨平眼口并将搅拌器、锚垫及半球垫套在锚杆上,再把树脂药卷装入钻孔内,安好梯子梁后用锚杆将药卷送入孔底,然后将搅拌器插入钻机内边推进边搅拌,直到将锚杆送入孔底。、紧固锚杆卸下搅拌器,等待一分钟,使用力矩扳手旋紧到规定要求。4、锚索施工工艺(1)、钻孔采用风动锚杆钻机完成。搭好工作台,钻孔时要保持钻机底部不挪动,以保证钻孔成一条直线,一人在工作台上扶钻杆,接长钻杆,一人在工作台下扶钻机,第三人负责操作钻机,其他无关人员均应远离至钻机半径2M以上范围之外,接钻杆时,任何人身体不得正对钻孔或站在钻孔下方。(2)、钻到预定孔深后下缩锚杆钻机,同时清孔。(3)、锚固采用树脂药卷锚固,按先后顺序用钢绞线轻轻将树脂药卷送入孔底,用搅拌器将钢绞线和钻机连接起来,拧紧载丝,两人扶钻,保持钻机与钻孔成一直线,边推进边搅拌,搅拌30秒,同时将钢绞线送入孔底,等待2分钟,回落钻机,卸下搅拌器。(4)、张拉树脂药卷锚固至少40分钟后,再装托板、锁具,并使它们紧贴顶板,挂上张拉千斤顶,开泵张拉,观察压力表读数,达到设计预紧力30MPA以上,停止张拉,卸下张拉千斤顶。(5)、张拉前,两人至工作台上配合安装张拉千斤顶,安装好后,微动油泵至压力表读数为2MPA停止张拉,人员全部撤至被张拉锚索下方半径5M以外后,负责开泵人员方可继续张拉。若张拉千斤顶行程不够,必须停止张拉,两人扶住千斤顶,开泵将千斤顶回零,按本条规定继续张拉。(6)、张拉过程中,若发现锚索受力异常,要停止张拉,重新补打锚索。(7)、锚索安设的间距误差不超过设计值100,锚索钢绞线外露长度150250为宜,不超过250。5、锚杆、锚索预紧力设计及测试(1)、锚杆拧紧力矩为200NM,锚固力为80KN,涨拉锚索预紧力不小于100KN,锚固力为250KN。(2)、锚杆拉拔力检测,拉拔加载至锚杆设计锚固力的80,依据煤矿井巷工程质量评定标准进行检测;(3)、锚索预紧力检测采用锚索张拉设备对已安装的锚索的预紧力进行检测,锚索预紧力的最低值应不小于设计值的90。第4章掘进工艺第一节施工方法一、施工顺序确定开口位置,对开口附近巷道进行临时加固后,沿顶板按设计方向掘进。二、施工方法在标定的开口位置进行加强支护,然后根据标定的中线沿顶板向东掘进。掘进采用钻眼爆破,一次爆破,一次成型。第二节爆破作业该项掘进工程为半煤岩巷道(沿煤层顶板掘进),并全部采用爆破掘进,采用湿式打眼的方式进行钻眼,钻眼机具全部采用风动设备,压风动力由地面压风站供给。一、施工设备情况施工设备情况表序号设备名称型号数量动力配套方式备注1顶锚杆钻机MQT130/27C12风动外接2帮锚杆钻机MQS45/14C22风动外接3预紧力张拉千斤顶YCD160/211液压配套油泵4锚杆拉力计LSZ2001液压配套油泵5气动扳手1风动外接6风镐JD182风动外接7顶钻杆1M208帮钻杆干式麻花钻杆209钻头28MM顶钻头、帮钻头1010搅拌器锚杆、锚索专用二、爆破施工工艺1、工艺流程交接班敲帮问顶拉中腰线、画炮眼打眼瓦斯检查装药联线瓦斯检查、撤人放炮瓦斯检查敲帮问顶打临时支护永久支护打巷道上半部分炮眼出渣打巷道下半部分炮眼装药爆破进行下一循环2、标定巷道中线巷道施工时,中线由激光指向仪定向,施工单位严格按所给中线掘进。激光指向仪距工作面不得大于100M。3、爆破条件(1)、该巷道为半煤岩巷,巷道断面8M2,通风方式为压入式通风,掏槽方式为斜眼楔形掏槽。(2)、选用煤矿许用二级乳化炸药,瞬发电雷管,MFB100型发爆器爆破落煤。(3)、炮眼布置方式掏槽眼采用6眼楔形掏槽,间距05米,排距05米,眼深22M,眼数3个;辅助眼间距05M,眼深2M,眼数9个;帮眼间距05M,眼深2M,眼数7个,顶眼间距055M,眼深2M,眼数6个;底眼间距055M,眼深2米,眼数3个;空眼间距055M,眼深2米,眼数6个;顶眼、帮眼装药结构为反向连续装药,掏槽眼、辅助眼、底眼装药结构均为正向连续装药,循环进度为2M22M,但煤质发生变化或遇特殊情况时,可将循环进度缩小为1M,炮眼参数做相应的调整,另外,在施工过程中还有根据实际情况适当调整炮眼参数和装药量。爆破说明书后附炮眼布置图预期爆破效果第三节装载与运输一、落岩的装载与运输1、出渣除放炮崩落的岩石自动装入工作面刮板输送机运出外,其余的要由靶机装入刮板输送机运出。具体运输线路工作面刮板输送机胶带大巷皮带机井底煤仓主皮带地面2、清理碎岩由人工将巷道碎岩清至刮板输送机上运出,使工作面经常保持干净整洁。二、材料、设备的运输1、支护材料、开关、电缆、电缆钩、油脂、配件、大链等材料由专业运输队伍负责运输至井底车场指定位置,并由掘进队材料组负责再次运输至装药量倾角眼号炮眼名称炮眼深度(米)炮眼长度(米)卷/眼小计(卷)水平垂直爆破顺序联线方式167303142掏槽眼周边眼辅助眼161615252020332187224848490868686一次爆破串联共计12(公斤)名称单位数量名称单位数量炮眼利用率每循环工作面进尺每循环爆破实体煤炸药消耗量米米公斤/米9112123480486每米巷道炸药消耗量每循环炮眼总长度每米岩石雷管消耗每米巷道雷管消耗公斤/米米/循环个/米个/米4286231121510714各作业地点的材料码放点。2、工作面材料、设备运输作业由材料码放点人工抬、扛或重新装矿车或平板车运至使用地点。三、刮板输送机的铺设及安全设施1、刮板输送机机头、机尾距巷帮不小于700MM,中间部分距巷帮不小于500MM。2、刮板输送机机尾必须安装牢固、可靠的防护罩。3、刮板输送机的各类电气和机械保护齐全、灵敏、可靠。装载设备运输方式表序号设备名称型号数量安装位置固定方式运输距离备注1刮板输送机SGB620/40T1工作面地锚50M2刮板输送机SGB620/40T1胶带大巷地锚800M3履带式挖掘转载机ZWY120/55L17皮带输送机DTL100/42/23151主斜井底座703M到达地面后附运输系统图第四节管线及轨道敷设一、管线及轨道敷设序号名称规格型号单位数量吊挂方式轨枕间距轨面高低差轨道接头间隙1轨道30KG/M根501M10MM5MM2风筒600MM节30沿顶吊挂3风管DN100/3节80沿帮吊挂4排水管DN100/3根50沿帮吊挂5静压水管DN50/3根50沿帮吊挂6动力阻燃性缆线MYP370125米200电缆钩7信号阻燃性电缆MYP34125米200电缆钩二、管线及轨道敷设的现场管理1、风筒由瓦斯员管理,采用铁丝沿顶吊挂的方式跟工作面进行延伸,距工作面迎头的距离为岩巷不大于8M,煤巷不大于5M。2、静压洒水、风管及排水管路由掘进队负责安装管理,吊挂方式为成巷前沿南帮铺设,成巷后沿南帮吊挂,距底板18米,距工作面距离不得大于25M。3、缆线由机电工负责吊挂,采用专用电缆钩进行吊挂。4、本工作面敷设了临时轨道,采用30KG/M的轨道,松木轨枕敷设至轨道大巷。第五节设备及工具配备设备及工具配置表序号名称型号用途单位数量备注1调度绞车JD16、JD114运料部2各一部2刮板输送机SGB62040运煤部13局部通风机FBDNO60/211KW供风台2一台备用4信号综保BZX40保护台15水泵QY25排水台16履带式挖掘转载机ZWY120/55L台17探水钻ZYJ1280/190探水台18顶锚杆钻机MQT130/27C支护台2一台备用帮锚杆钻机MQS45/14C支护台2一台备用9风镐JD18掘进部210电话通讯部111镐掘进把412锤破碎把113小簸箕出煤个214激光指向仪YBJ500C定向部1第五章生产系统第1节通风一、通风系统1、掘进时采用局部通风机压入式通风,局部通风机安装在胶带大巷,回风流通过90102回风斜巷、回风大巷、回风立井直接到达地面,局部通风机必须安装风电、瓦斯电闭锁。风筒要吊挂平直,逢环必挂,接头严密不漏风,拐弯处要有弯头,风筒出口距离工作面不大于5M。2、通风线路(附通风系统及瓦斯监测图)新鲜风流地面主斜井/副斜井胶带大巷回风大巷90102回风斜巷工作面污浊风流工作面90102回风斜巷回风大巷回风立井地面二、风量计算1)、掘进工作面的需要风量Q掘面60VS掘,M3/MIN式中,Q掘面掘进工作面需要风量,M3/MIN;V掘进工作面的风速,M/S。煤巷V取025M/S;S掘掘进巷道断面积,8M2;Q掘面600258120M3/MIN2)、按掘进工作面炸药量计算(煤矿作业规程编制指南附表)Q掘25A258200M3/MIN巷道爆破总装药量为8KG。需风量取200M3/MIN。3)、按瓦斯涌出量验算Q瓦K/C0052/00110M3/MIN式中Q掘掘进工作面实际需要风量,M3/MIN;Q瓦掘进工作面瓦斯绝对涌出量,取005M3/MIN;K掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数,取2;4)、局部通风机安装地点的全风压风量为使局部通风机安装地点到回风口间的巷道中的最低风速符合满足煤矿安全规程第101条的有关规定,防止发生循环风,局部通风机安装地点的需要风量按下式计算Q掘进Q局吸II15S式中Q掘局部通风机安装地点的需要风量,M3/MIN;Q局吸局部通风机的吸风量,211KW风机额定风量210350M3/MIN,按照最大吸风量计算;II掘进面同时通风的局部通风机台数15局部通风机安装地点到回风口之间的最低风速,M/MIN;S局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积,18M2。Q掘进Q扇II15S,M3/MIN故Q掘进35011518620M3/MIN验算为了保证局部通风机不发生循环风,防止局部通风机吸入口至掘进工作面回风口之间的风流处于停滞状态而引起瓦斯积聚,除了保证该段巷道中的风速不得小于025M/S外,还要保证安设局部通风机的巷道中的风量,必须大于局部通风机的143倍。其依据是因为Q巷风07Q机吸10所以Q巷风(Q机吸10)/07143Q机吸1433505005M3/MIN式中Q巷风安设局部通风机巷道的全压供风量M3/MIN。07矿井总回风巷或一翼回风巷中风流瓦斯浓度。Q巷风局部通风机的最大吸风量,350M3/MIN10掘进工作面风流瓦斯浓度。结论掘进工作面全风压风量为620M3/MIN;掘进工作面需风量为200M3/MIN;三、风机选型选用一台FBDNO60/211KW型风机供风,风机功率为11KW,工作风量210350M3/MIN,能够满足要求,风筒直径800。同时要备用一台同等能力的局部通风机,实现双电源自动切换。管理局部通风机要挂牌管理,每班指定专人负责,风机供电采用“三专两闭锁”,禁止无计划停电停风、随意开停风机。第二节压风自救压风由地面压风机房的DH100A型螺杆式空气压缩机供给,并采用100MM高压管路供至井底车场。工作面每隔200米安装一台压风自救装置。(附压风系统图)第三节瓦斯管理一、瓦斯检查距工作面3050M处必须挂设瓦斯检查管理牌,瓦检员必须严格执行“一炮三检”与“三人联锁放炮”制度,每班检查CH4、CO2浓度不得少于二次,并认真清楚地填写在管理牌上,出现异常情况立即向矿调度室、通风科汇报,并采取措施,进行处理。二、瓦斯监测(附通风系统及监测监控系统图)1、瓦斯传感器的安设瓦斯传感器应在距工作面10M内和距工作面回风口1015M范围各安设一个,安设时距顶板不大于300,距回风侧煤帮不小于200。工作面瓦斯传感器报警浓度为08,断电浓度为12,回风流瓦斯传感器报警浓度为08,断电浓度为08;断电范围掘进工作面全部非本安型电器设备。当瓦斯传感器超限断电后,要采取措施,排放瓦斯,当确认瓦斯浓度小于08时,方可由人工复电。2、便携式瓦检仪队干、班组长,流动电钳工、打眼放炮工及安全管理人员必须佩带便携式瓦检仪。3、监测设备管理要对监测设施进行必要的保护,防止损坏。如果损坏及时报告监控中心进行处理。四、有关瓦斯管理的安全规定严格执行煤矿安全规程中瓦斯管理的有关规定,如果回风流中瓦斯浓度达到08时,必须停止打眼,瓦斯浓度超过08时或二氧化碳浓度超过15时,必须停止工作,撤出人员,采取措施,进行处理。并报矿总工程师。第四节综合防尘一、防尘1、防尘设施本掘进工作面用水由主斜井供水管路引入,分别接入工作面各转载点喷雾、水幕喷雾洒水系统等各种降尘设施。工作面敷设一趟2寸静压水管,每隔50M留一三通,外接20M长软管,供冲洗巷道及消防用。(1)、防尘设施管理专人维护及管理;损坏时及时处理;水幕齐全完好,水门灵活,不缺手轮;各个接头、喷雾不漏水。(2)、巷道综合防尘各转载点安装喷雾完好,位置到位,及时喷雾。各运煤转载点前后20M范围内的巷道每班至少冲洗一次。距工作面30M内,安设移动喷雾二道,并挂管理牌,水幕要封闭全断面,迎风45挂设,灵敏可靠,雾化效果好,且随掘进要及时前移。装药前,放炮后和出煤时,要对工作面30M内范围,人工洒水降尘。巷道定期进行冲洗,每周至少进行一次全面冲洗。二、预防瓦斯、煤尘事故1、加强通风管理,严格瓦斯检查。2、瓦斯超限立即采取相应措施。3、必须采用综合防尘措施。4、防尘管路必须畅通。5、严格巷道冲洗制度。6、喷雾雾化良好。7、消灭引爆瓦斯、煤尘火源。第五节防灭火一、防火工作面要采取一切措施,防止火灾发生。1、井下消除明火;2、使用阻燃胶带;3、电气设备必须隔爆,电缆悬挂整齐;4、电气设备保护齐全;5、液力偶合器使用难燃液;6、风筒使用抗静电、阻燃性风筒。7、爆破严禁采用明炮、糊炮。8、胶带输送机机头配备2个合格的灭火器和02M的灭火砂。二、灭火任何人发现井下火灾时,应视火灾性质,灾区通风和瓦斯情况,立即采取一切可能的方法直接灭火,控制火势,并迅速报调度室。同时,在现场的队、班组长应依照灾害预防和处理计划的规定,将所有受火灾威胁地区中的人员撤离,并组织人员灭火。1、一般火灾可用水直接灭火;2、电气火灾切断电源后灭火,切断电源之前用不导电器材灭火;3、油类火灾用砂子或干粉灭火器进行灭火。不论何种火灾,人员在扑不灭或者产生毒气时,必须立即戴好自救器,迎着新鲜风流撤退到安全地点,并通知调度室,等待调度室通知或沿避灾路线撤退。第六节供电本掘进工作面供电由中央变电所供给,具体见供电系统图。(附供电系统图)第七节供水施救及排水系统掘进工作面设置临时排水管路,采用4寸防腐蚀阻燃黑胶管,工作面积水过多时,在巷道东帮设置临时排水点,排至中央水仓,水仓容量2560M3,中央水泵房直接从主斜井排至地面污水处理站(污水处理站未建成前排至矿井主排水沟)。第八节运输运煤本工作面出渣为由SGB620/40T型刮板输胶轮车胶带大巷皮带煤仓主皮带地面。进料由绞轮车运料至90102回风斜巷口,人工运料至工作面。第九节照明、通讯和信号1、通讯装置随工作面的推进延接,各机头要安装电话便于联系。2、工作面采用声光信号,安装在煤溜机头位置和皮带机头、机尾位置,用于工作面各输送机的开停信号装置。第六章劳动组织与主要技术经济指标第一节劳动组织采用“三八”制正规循环作业,现场交接班。劳动组织表出勤人数工种0点8点4点小计跟班队干1113班组长1113电工1113钻眼工1113放炮员1113支护工3339挖掘转载机1113煤溜司机3339验收员11瓦斯员1113安全员1113合计15141443第二节正规循环作业采用正规循环作业每循环2M,日进4M。正规循环作业图小时3691215182124时间工序分606060606060606060606060606060606060606060606060交接班20安全检查40备钻打眼360第三节主要经济技术指标序号项目单位指标备注1工作面长度M5698172巷道断面M283出勤人数人304出勤率785循环进度M26日进尺M47月进尺M1108循环率989炸药定额KG/M6010雷管定额发/M118711炮眼利用率8512锚索定额条/M04附配套锁具13顶锚杆消耗根/M7514帮锚杆消耗根/M1015CK2360锚固剂根/M18316CK2335锚固剂根/M7917顶梯子梁根/M6418帮梯子梁根/M2029顶金属网张/M09520帮金属网张/M19装药放炮60出碴480支护480第七章安全技术措施所有管理人员,指挥人员,作业人员都必须严格按操作规程进行操作,遵守煤矿安全规程、公司下发的锚杆支护技术规范及作业规程中的各项规定,杜绝一切违章指挥、违章作业、违反劳动纪律的“三违”行为。第一节一通三防一、通风安全技术措施1、必须保证工作面的进风流中,氧气浓度不低于20,二氧化碳浓度不超过05。2、但有害气体的浓度超过煤矿安全规程中规定的数值时,必须停止作业,撤出受影响范围内的人员,采取措施,将浓度低于规程中规定值时,方可恢复作业。3、工作面的供风量按每人每分钟计算不得少于4M3,且必须满足工作面其他需风量的要求,但风量不足时,应停止作业,采取措施恢复正常后方可作业。4、严格按照煤矿安全规程中规定的测风要求进行测风,并根据实际情况及时进行风量调节。5、局部通风机必须由指定人员负责管理,保证正常运转。安装时,必须安装在进风巷道内,距掘进巷道回风口不得小于10M;全风压供给风量必须大于局部风机的吸入风量。6、必须配备备用的局部风机,正常工作的局部风机和备用风机的电源必须取自同时带电的不同母线段的相互独立的电源。7、必须采用抗静电、阻燃风筒,风筒出口距工作面的距离,岩巷不大于8米,煤巷不大于5米(在风筒口或风筒口下端装设风筒传感器)。8、必须实行风电闭锁,保证当正常工作的局部通风机停止运转或停风后能切断停风区内全部电气设备的电源。9、每十天至少进行一次甲烷风电闭锁试验,每天应进行一次正常工作的局部通风机与备用局部通风机自动切换试验,试验期间不得影响局部通风,试验记录要存档备案。10、局部通风机通风不得停风;因检修、停电、故障等原因停风时,必须将人员全部撤至全风压进风流处,并切断电源。二、瓦斯防治安全技术措施1、工作面回风风流中瓦斯浓度超过08或二氧化碳浓度超过15时,必须停止工作,撤出人员,采取措施,进行处理。2、工作面及其他作业地点风流中瓦斯浓度达到08时,必须停止作业,爆破地点附近20M以内风流中瓦斯浓度达到08时,严禁爆破。3、工作面及其他作业地点风流中、电动机或其开关安设地点附近20M以内风流中的瓦斯浓度达到08时,必须停止工作,切断电源,撤出人员,进行处理。4、体积大于05M3的空间内积聚的瓦斯浓度达到20时,附近20M内必须停止工作,撤出人员,切断电源,进行处理。5、对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备,必须在瓦斯浓度降到08以下时,方可通电启动。6、工作面风流中二氧化碳浓度达到15时,必须停止工作,撤出人员,查明原因,制定措施,进行处理。7、局部通风机因故障停止运转,在恢复通风前,必须首先检查瓦斯,只有停风区中最高瓦斯浓度不超过08和最高二氧化碳浓度不超过15,且符合煤矿安全规程开启局部通风机的条件时,方可人工开启局部通风机,恢复正常通风。8、工作面的瓦斯浓度检查次数每班至少2次;二氧化碳浓度应每班至少检查2次。9、瓦斯检查人员必须执行瓦斯巡回检查制度和请示报告制度,并认真填写瓦斯检查班报表。三、粉尘防治安全技术措施1、必须建立完善防尘供水系统,没有防尘供水管路不得进行生产,各卸载点都必须敷设防尘供水管路,并安设支管和阀门,防尘用水均应过滤。2、工作面应采用湿式打眼、冲洗巷帮、使用水泡泥、净化风流等综合防尘措施。3、必须及时清除巷道中的浮煤,清扫或冲洗沉积煤尘,定期对巷道进行冲洗。4、每周检查1次煤尘隔爆设施的安装地点、数量、水量及安装质量是否符合要求。5、要时刻保持洒水喷雾设施的完好性,并指定专人负责进行维护保养。第二节顶板该掘进工作面周围无采空区,但考虑到掘进施工的安全,特制定本措施。1、严格执行敲帮问顶制度,严禁空顶作业,必须做好超前支护,保证控顶距离。2、掘进过程中,若出现冒顶较高、片帮严重时,必须由班组长或有经验的工人进行处理,并且设专人指挥,观察顶板,动作要迅速,发现险情及时撤人。3、顶压较大、节理发育、顶帮破碎或出现高顶时,必须缩小循环进尺,短掘短进,并紧跟工作面打点柱加强支护。如高顶片帮时,应打设超前锚杆控制,帮锚杆紧跟工作面打设。4、顶板破碎,片帮严重,无法达到设计要求时,及时汇报有关科室,由技术科确定更改支护方式。5、顶部出现煤层离层或坠包现象时,必须及时处理,将坠包放空后,重新打设顶部锚杆,重新联网,并使其贴紧顶板,处理坠包时,坚持网口“能小不大”的放煤原则,并有专人监护。6、锚杆、锚索施工必须符合规程要求,有问题必须当班处理。7、掘进过程中,技术科要每30M布控一组观察顶、帮位移的点位,并每7天记录一次,比较顶、帮发生位移情况。第三节爆破1、施工前检查风钻及风水管路有无漏风及漏水情况,风钻开关是否灵敏可靠,钻杆是否弯曲。2、放炮位置确定后,检查施工地点5M内的支护情况,必要时利用打带帽点柱等有效方法,加强顶板管理,详细检查支护情况,确认安全情况下施工。3、放炮前,必须把施工点附近的电缆、电气设备和其它机电设备遮挡好,以免放炮损坏设备。4、放炮前,在有可能进入放炮点的所有通道设好警戒,以免他人误入放炮区。5、坚持放炮前后的“敲帮问顶”制度,加强顶板管理,防止冒顶事故的发生。6、放炮前,班组长必须清点人数,确定无误后,方可下达放炮命令,放炮时,全部人员必须撤到距爆破点100M以外的安全距离,并大喊三声“放炮啦”,才允许起爆。7、放炮员必须将雷管、炸药分别存放在两个加锁的木箱内,严禁乱扔乱放,爆炸材料箱必须放在顶板完好、支架完整,避开机械、电气设备的地点。爆破时必须把爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。8、打眼装药时待瓦检员检查放炮地点20M附近风流中的瓦斯浓度不超过1,工作面无煤尘堆积、通风、喷雾洒水系统正常,方可进行装药作业,打眼、装药不得同时进行。9、严禁多人操作放炮,坚持使用水炮泥,放炮前后必须进行洒水灭尘。10、放炮员必须持证上岗,执行“三人联锁放炮制”和“一炮三检制”,瓦斯管理执行煤矿安全规程中的有关规定。11、放炮母线长度必须符合规定,煤巷直线距离不小于100M,拐弯距离不小于75M,放炮母线不得有破口和明接头,放炮母线必须单独挂设,严禁与其它电缆线混杂,如受条件限制,不能单独悬挂,则必须与其有不小于300的间距。12、装配引药必须在远离导体、电源、顶板完好,支架完整的地点进行,严禁坐在爆炸材料箱上装配引药,装配引药数量以当时当地所需数量为限。13、炮眼封泥用粘土封实,严禁用煤粉,块煤或其他可燃性材料作炮眼封泥,封泥长度不得小于05M。14、放炮前,脚线的连接工作可由有经验的班组长协作放炮员进行,放炮母线与脚线连接,检查线路和通电工作,只准放炮员一人操作。15、放炮员的钥匙必须由放炮员随身携带,不得转交别人,不到放炮通电时,不得将钥匙插入放炮器内,放炮后必须立即将钥匙拨出,摘掉母线并扭结成短路。16、处理拒爆(残炮)必须在班组长直接指挥下进行,并应在当班处理完毕。如果当班未能处理完毕,当班放炮员必须在现场同下一班放炮员交接清楚,处理瞎炮时必须遵循下列规定(1)、由于连线不良造成的拒爆,可重新连线起爆。(2)、在距残炮炮眼03M以外把残炮的脚线扭结后另打与炮眼平行的新炮眼,重新装药起爆。(3)、严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。不论有无残余炸药严禁将炮眼残底继续加深;严禁用打眼的方法往外掏药;严禁用压风机吹拒爆(残炮)炮眼。(4)、处理拒爆的炮眼起爆后,放炮员必须详细检查炸落的煤、矸石,收集未爆的电雷管。(5)、在拒爆处理完毕以前,严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。17、装药时,如果工作面出现涌水,瓦斯涌出等异常情况,应立即停止装药,向班组长汇报,并及时向调度室汇报。18、工作面若有积水,必须把工作面积水排净,不得在水中打眼。19、严格按规定的方向、角度、深度打眼,严格按爆破说明书进行装药,连接起爆。20、保证自作业地点向外的退路畅通无阻。21、火工品的使用和管理,严格执行火工品管理制度。第4节防治水1、防治水科要勤到现场观察,及时提供水文地质情况。2、严格坚持“有掘必探、先探后掘”的掘进原则,必须由我矿专业的探放水队进行勘探,对掘进地段准确的预测预报。3、每班要及时上报有关科室钻探情况和相关的参数,以便及时采取相关措施。4、探放水科制定相关的探放水的安全技术措施,并及时下发各单位,且本队作业人员必须认真学习,并严格执行。5、工作面应常备水泵、管路,管路要随工作面掘进及时跟进。工作面透水预兆及处理(1)煤壁(或巷道壁)“挂红”是指积水中含有铁的氧化物,煤壁出现暗红色水锈,表明接近老空水或岩溶水。(2)煤壁“挂汗”指工作面接近积水区,水在自身压力作用下,透过煤岩裂缝,在煤岩层面上聚成的水珠。有时空气中的水分遇到低温煤块,也会冷凝成水珠,这是一种“假象”。可以将“挂汗”的煤壁剥去一层,如新面仍有挂汗、发潮现象,则是透水的前兆。(3)巷道空气变冷是工作面接近大量积水时的正常现象,人进去有凉爽感,但时间越长,越感到阴凉。(4)巷道产生雾气巷道内温度高,接近积水时,积水渗到煤壁后,引起蒸发而形成的。(5)煤层发潮、发暗和煤壁“挂汗”相似。(6)有“嘶嘶”的水叫声,顶板淋水加大这是指工作面接近高压积水时,向煤层裂缝强烈挤压与两壁摩擦发生“嘶嘶”声,称作水叫声。(7)顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水。顶板来压和底板鼓起有两种原因,一种是单方面受采动压力作用引起的;另一种是顶底板承受含水层静水压力和采动压力共同作用引起的,如果产生的裂隙有水渗出,则可能是后一种的结果。(8)有臭味是指空气中含有硫化氢气体,是工作面接近老空积水和岩溶水前的征兆;(9)片帮、淋水加大;(10)出现渗水;(11)煤壁溃水;(12)钻孔喷水、底板涌水;(13)水色发浑若发现水浑浊,则离积水区已近。当遇到上述异常情况时,如果继续钻进或将钻杆拔出,极有可能造成难以控制的更大出水,以及钻杆在拔出的过程中被高压水顶出伤人事故,后果不堪设想,因此必须及时停止钻进,将钻杆固定,严禁移动和起拔,钻机后面严禁站人,以免钻杆伤人。在钻孔出现涌水异常情况时,应沿避灾路线撤退,并及时将现场情况向矿调度室汇报。调度室接到上报的情况后,应立即派人监测水情。如果发现现场情况危急时,必须立即撤出所有受水害威胁地区的人员,然后采取措施进行处理。第五节机电1、所有入井设备必须取得防爆合格证方可入井。2、工作面必须保证局部通风机正常运转,局部通风机必须安装“三专两闭锁”设施,并每天检查,保证备用局部通风机完好,随时能够正常投入运行。3、严禁带电工作和带电移动设备,检修电气设备时,瓦检员必须检查其附近20M范围内瓦斯,瓦斯浓度不超限时,方可开盖检修。否则严禁检修电气设备。4、工作面电缆线,信号线严格按标准吊挂整齐。不准使用铁丝捆绑,电缆线吊挂距底板不低于18M,信号线悬挂于电缆线上方01M处,电缆线、信号线不允许与风筒管路挂在同一侧,必须挂在同一侧时,应在风筒管路上方且间距不小于03M。5、工作面所有的设备实行包机制,责任到人,挂牌管理,确保设备的完好状态,做到设备清洁,附件齐全,合理润滑,定期保养,杜绝滴、漏现象。6、小班维护工每班要对所有设备认真巡回检查,发现问题及时处理。7、供电系统及设备严格执行“三无、四有、两齐全、三坚持”等各项规定。8、信号综保、煤电钻综保必须安设合格的接地极和辅助接地极,距离大于5M。信号系统必须采用信号综保,禁止甩掉保护。9、工作面实行独立供电。10、在安装或检修维护设备时,必须遵守停送电管理制度,严禁明火操作,严禁违章作业。11、机电部门必须进行远距离漏电试验。12、各类司机要经过培训,持有合格证上岗,标准操作各种设备。第六节运输一、刮板输送机运输及拆接安全措施1、开机前,司机应从机头至机尾对设备进行全面检查,电机、减速器、液力偶合器、信号、刮板等都必须全部合格。2、机头、机尾地锚必须打紧有效,地锚长度不小于15M,向机头(尾)方向倾斜10范围内打设牢固。3、按信号开停,保持注意力高度集中,大块煤矸要打碎。4、检修时必须闭锁开关。5、遇有特殊问题立即停机,并进行处理。6、下班时应将巷道内的浮煤清理干净并运出。7、机头5M范围内不得站人。8、刮板输送机拆接时,必须使用倒链进行,严禁点动,使用倒链时,必须保证倒链自锁,操作灵活,吨位相符。9、拆接前,首先检查开关灵敏情况,将刮板输送机开空,并将接口开至合适位置,停电闭锁开关后,用倒链接上,用钢丝绳拴在刮板两头并在倒链间横放一根结实的刹杆防止断链伤人。10、接刮板输送机期间,机尾严禁站人。二、胶带输送机运输安全措施1、司机开机前必须仔细检查机头电机、滚筒、托辊、皮带、信号、各种保护、润滑、控制、H架、机尾、喷雾、一通三防设施、急停开关等,全部完好方可开机。2、按规定点动起动。3、倾听各部运转声音及查看电机温度,坚守岗位、注意力集中,不得随意离开,更不能任意叫人代替。4、胶带输送机运行过程中,要经常同维护人员联系,了解中部及机尾载荷、跑偏、机尾浮煤及其它情况。5、驱动滚筒、导向滚筒、张紧滚筒及机尾滚筒两侧必须加装防护网。6、电机与减速机,减速机与驱动滚筒的连接传动装置,须装防护罩。7、机头应有与调度直拨电话,机头、机尾及沿线应有声光信号装置。8、必须装设驱动轮防滑保护,烟雾保护、温度保护和煤位保护、防跑偏装置。9、机道中的消防管路,管路直径不得小于50,每隔50M设一三通,法兰盘连接使用阻燃密封垫,不得用胶管过渡连接。10、机头必须有2个合格的灭火器和05M3的灭火砂。11、液力偶合器必须使用难燃液。三、轨道运输安全技术措施1、绞车司机、专业运料工必须经过专业培训,并取得资格证后方可上岗作业。2、根据包机制体系指定区段检查维修责任人,并监督其正常工作,对轨道、道岔等完好情况进行不定期检查。3、运料组定期对所有轨道、道岔全面进行检查,并详细记录检查结果。4、严格执行“行车不行人,行人不行车”的管理规定,严禁趴、蹬、跳车;不准随意操作轨道沿线信号设施;不准随意搬道岔。5、对所有运输的材料及设备必须牢固绑扎,严禁放飞车或斜坡溜重车,坡度大于7时严禁人力推车。6、车辆掉道后,严禁强行牵引上道,严禁用铁棍等插入运行中的矿车轮孔内刹车。7、开车前,对钢丝绳必须进行慢速检查,对易损坏和断丝锈蚀较多的一段应停车详细检查。升降物料的钢丝绳在一个捻距内断丝面积同钢丝绳总断面积之比达到5时必须更换。8、每次发生紧急停车或受冲击时都必须立即停车检查,发现有下列情况之一时,必须将受力段取掉或全绳更换(1)、钢丝绳产生严重的扭曲、变形。(2)、断丝超过规定值时,钢丝绳直径变细超过规定。(3)、遭受猛烈拉力的一段,其长度伸长05以上。9、运料前必须详细检查挡车设施、连接装置、提升钢丝绳25米以内的质量、信号设施、道岔及其他设备设施是否完好齐全、灵敏、可靠或符合标准,若不符合提升要求严禁提升。10、详细检查提升内有无影响安全提升的隐患,有无其他工作人员在提升区段工作,确认无误后方可提升。11、运送超长、超宽、超高、超重以及特殊物料,必须制定安全措施。12、发送信号时,应站在信号硐室内或安全地点,手按信号发送器,目视车辆,提升过程中,应进入信号硐室或安全地点。13、若发现提升异常时,应及时发停车信号,赶赴现场详细检查,待事故处理完毕,方可恢复提升。第七节安全管理制度一、交接班制度1、重要岗位必须在现场进行交接班,详细交接工作面的支护质量,安全及设备运行情况等。2、交接双方要对工作面情况进行复查,接班后要及时处理遗留问题和安全隐患。3、交接班人员要对巷道工程质量、文明生产检查交接,有问题处理后方能正常掘进。二、敲帮问顶制度1、人员进入工作面之前,必须进行敲帮问顶工作,对工作面顶帮用专用撬棍工具(4分管、2M长)敲击,听其回音是否离层,及时撬下活煤矸和采取相应措施进行处理。2、敲帮问顶工作,由班长负责进行,人员要站在顶板支护完好的安全地点进行,并提前清理好安全退路,严禁任何人进入空顶区,帮顶检查确认无问题方可进行下道工序。3、严格控制控顶距,加强顶板管理,每循环每道工序都必须坚持敲帮问顶工作。4、工作面所有作业人员必须懂得和熟练掌握敲帮问顶工作,在施工中要自觉地严格执行本制度。5、敲帮问顶之后,只有在超前支护完好的前提下才能作业。三、工程质量验收制度1、严格执行掘进质量标准化实施标准,坚持工程质量验收制度。2、巷道净高误差0100,净宽误差0100。3、中线偏差为50。(注意经常检查激光指向仪是否移动并及时调校)。4、金属网、钢筋托梁及托板要紧贴顶帮,金属网铺平展,对接合理,绑扎牢固,孔孔相连。杆体不得松动,保证根根吃劲

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