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XX煤礦+1600回風上山作業規程

在線文檔 2011-12-04 0
軟件名稱: XX煤礦+1600回風上山作業規程
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整理時間: 2011-12-04
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XX煤礦+1600回風上山作業規程

第一章 編製依據


一、根據《煤礦安全規程》及上級主管部門有關規定。

二、根據四川省核工業地質調查院編製的富源縣大河鎮金晶煤礦一號井《資源儲量核實報告》編製。

三、結合本礦實際情況進行編製。

第二章、概 況

第一節 概 述

  一、巷道名稱、位置、工程量及相鄰關係:

1、+1600運輸上山一采區M7運輸上山掘進工作麵位於+1600水平運輸石門北翼,北部為開采井田邊緣。工作麵拉門子標高為+1604m,與+1718m回風巷貫通。

2、設計工程量:工作麵沿煤層傾向掘進,傾角約31º,方位角310º,整個工程長度222m,工期預計為60天。

3、工程時間:2009年6月10~8月10日。

二、巷道布置及用途:用於一采區120701、120702、120703采區運輸。

三、巷道性質及特殊技術要求,需要重點說明的問題

巷道掘送采用25kg工字鋼梯形棚支護形式,施工在煤層中掘送,必須按測量給定的中心、腰線施工。

第三章 地麵位置及地質情況



第一節 地麵相對位置及臨近采區開采情況

井上下對照關係

水平 、 采區 二水平 工程名稱 +1600運輸上山

地麵標高 +1800~+1885 井下標高 +1604~+1718

地麵的相對位置 建築物、小井及其他 該工作麵地麵位置在井田範圍北部,地表為丘陵地帶,地麵標高在+1800~+1885m之間,工作麵地表為山地、耕地、荒地,無建築物。工作麵西部0.2km為上坡路村。

相對位置對掘進巷道的影響 該掘進工作麵不可能造成地表出現裂隙情況;地麵周圍無建築物和其他設施,不會造成其他影響。

鄰近采區水火瓦斯情況對巷道的影響 上部是老巷采空區,沒有自燃現象,淋頭水不大,對本工程影響不大




第二節 煤(岩)層賦存特征

一、煤層及其結構

煤層頂底板情況表

頂底板名稱 岩石類別 穩定性 厚度 岩性特征

頂板 直接頂 粉砂岩、泥岩 穩定

底板 直接底 泥岩 穩定

M7煤層位於龍潭組的上部,煤層層位穩定,平均厚度為1.94米屬穩定煤層,煤層中部夾二層棕色隱晶質高嶺石泥岩夾矸,二者相距

0.2~0.3米,且上細下粗,全區穩定、可采。煤層走向方位在340º~360º之間,傾角在16~28º之間,煤層頂板多為粉砂質泥岩夾薄層狀的菱鐵質粉砂岩。

二、煤質

1、灰分:M7煤層的原煤灰分平均值在15~30%。

2、硫分:M7煤層0.19%,

3、M7煤為煙煤,原煤發熱量介於27.00~32.43MJ/kg。


煤層特征情況表

指 標 參 數 備 注

煤層厚度(最大~最小) 1.8~2.3m

煤層傾角(最大~最小) 16~28º

煤層硬度F 中等

煤層節理(發育程度) 性脆易碎,質地鬆軟

自然發火期 容易自燃

絕對瓦斯湧出量 2.06(m3/min)

相對瓦斯湧出量 14.88(m3/T)

煤塵爆炸指數∕﹪ 有爆炸性

地溫∕℃ 地溫正常



第三節 地質構造

礦區地層呈單斜構造,走向大致為北西向,傾角25~45º之間,一般32º。

礦區內斷裂構造發育,對開采影響較大主幹斷裂由北向南貫穿整

個礦區。巷道過斷層處加強頂板管理,采用特殊支護。

主要斷層特征表

斷層編號 走向長度

(米) 斷層產狀 斷 層

性 質 落 差

(米) 控製程度 備 注

傾向 傾 角

(度)

F1 E 61 逆 ﹥800 基本可靠 井田邊界斷層

F2 W 56 逆 60~120 基本可靠 影響所有斷層

F3 NE 71 正 ﹥20 基本可靠 影響所有斷層

F4 NW 69 正 ﹥10 基本可靠 影響所有斷層

F5 NS 81 正 160~200 基本可靠 影響所有斷層

F6 NE 76 正 ﹥10 基本可靠 影響所有斷層

F7 SE 72 正 ﹥10 基本可靠 影響所有斷層


第四節 水文地質

1、礦區最低侵蝕基準麵位於銅長河,標高+1705m。井田內的含水層主要以卡以頭組、長興組和龍潭組中的粉砂岩、細砂岩及煤層,含裂隙水及孔隙水。其中主要湧水量來自裂隙水,礦區總的地形呈四周高、中間低,中部有銅長河。

2、礦井沿露頭一帶淺部有老窯,現在已停產,開采情況、湧水量、積水無從調查。所以要注意老窯積水、大氣降水與老窯采空區的水利聯係。巷道接近老窯開采範圍時製定安全技術措施,預防采空區冒落引發老窯透水事故。

3、水文地質條件屬於以裂隙水充水為主的簡單類型。

4、礦井湧水量預測:預計礦井正常湧水量40m3/h,最大湧水量為90m3/h。

5、堅持“預測預報、先探後掘、先探後采、先治後采”的原則,探放水按礦編製的探放水措施執行。

綜 合 柱 狀 圖

層 次 柱 狀 厚度(m) 岩 性 特 征

1 3.83 上下為炭質粘土岩,中間有煤



灰色中厚層粉砂岩及少量粘土岩

2 14.29

3


4 1.0 黑色半亮型煤,粉狀-塊狀,

深灰、灰黑色薄--中厚層粉砂岩、粉砂岩粘土岩為主,局部夾細砂岩、夾三層煤線

39.14

5

22.92 深灰、灰綠色粘土岩為主,局部夾少量粉砂岩,底部有0.45、0.25厚二層煤線


第五節 礦井瓦斯

根據2008年煤礦瓦斯鑒定實測資料,該礦瓦斯相對湧出量為14.88 m3/t,絕對瓦斯湧出量2.06m3/min屬於高瓦斯礦井。

第六節 煤 塵

根據江西煤礦礦用安全產品檢驗中心2005年9月17日提交的煤塵爆炸性鑒定報告:M7煤樣煤塵有爆炸性。

第七節 煤的自燃性

根據江西煤礦礦用安全產品檢驗中心2005年9月17日提交的煤炭自燃傾向等級鑒定報告,鑒定為容易自燃煤層。

第四章 巷道布置及說明

第一節 巷道布置

1、+1600運輸上山在M7號煤層中掘送,按310º方位角,+31º坡度掘進,為120701、120702、120703三個采區服務,在+1600順槽起上山,與+1725回風巷貫通。前進時要打超前鑽,打30米探眼前進20米巷道,以確保安全施工。

2、巷道施工必須嚴格按測量人員標定的中心、腰線施工。

3、每架棚棚距(按棚梁或棚腿中心量取)不得超過0.6m,幫、頂要用鐵絲網或木板刹嚴,空頂或空幫要接牢木垛。

4、

第二節 支護設計

1、+1600回風上山

在煤層使用梯形棚支護,棚梁、棚腿用25kg工字鋼。采用淨寬1.6m的棚梁,2.2m的棚腿,棚淨高2.0m規格尺寸。使用荒斷麵5.5m2,淨斷麵4.2m2。

二 遇構造帶、煤岩交界處、煤岩破碎、構造麵、斷層,根據實際情況加密錨杆或掛網。

選擇錨杆長度為1800mm

錨杆為螺紋鋼,直徑為16mm

錨杆間排距為800×800mm

金屬網 12#鐵線,網格尺寸exi=50×50mm、網寬1000mm

鐵托盤尺寸 150×150×6mm。

巷道采用錨杆支護,岩石穩定可隻打錨杆。

第三節 支護工藝

一. 錨網巷道施工順序:安全檢查——敲幫問頂——打眼放炮——

臨時支護——出貨——施工錨杆眼安裝錨杆——拆除臨時支護——收尾整理工程質量。

二、 安裝錨杆:

1、打錨杆眼

(1)首先要認真敲幫問頂,及時用長柄工具撬落浮石、危石,確

認安全後方可進行工作,打錨杆人員必須站在臨時支護下進行作業。

(2)打眼前要根據巷道中心,檢查巷道斷麵是否符合設計要求。不符合要求時,必須處理。

(3)打錨杆眼使用錨杆機,使用錨杆機打眼時要先開水,後開風,停錨杆機時要先停風,後停水。

(4)打錨杆眼時應與岩壁盡量垂直,夾角不小於75°,打到比錨杆的設計尺寸少100mm,錨杆外露長度小於100mm,打完眼後,要用壓風或壓力水把眼內的集水,岩粉清理幹淨。

2、安裝錨杆

(1)裝樹脂藥卷前,先用錨杆插入孔內試探錨杆眼深度,看孔深是否符合要求,孔深不夠時,應重新打眼到設計要求為止。

(2)安裝錨杆時,將每眼裝錨固劑3個推入孔底,隨後插入錨杆,此時安好連接套,插入風錨機,啟動風錨機使之旋轉,慢慢推進到眼底,攪拌30s後,卸下風錨機,待5min後方可卸下聯接套。20min後,上好托板,將螺母用手扳擰緊。

(3)錨杆的托板要緊貼岩壁,如岩壁不平,先用手鎬找平後再安裝錨杆。

3. 鋪設錨網

(1)鋪設錨網時, 先把螺母和托板擰下來,把錨網緊貼岩壁,錨網搭接100mm,連接200mm,然後把螺母和托板擰緊。

(2) 鋪設金屬網:所鋪鐵絲網網與網之間用鐵絲連接,每隔0.3米連接一處,錨網支護與掘進工作麵的距離不得超過5米。

(3) 緊固錨杆:使托盤壓緊岩麵,錨杆具有較大的預拉力,最後扳手擰緊錨杆,確保錨杆的托板緊貼頂板 。

4、 臨時超前支護采用DM20—300/90單體液壓支柱配4米長規格為12 kg/m的鋼梁做臨時支護,沿傾向架設2排,2排鋼梁上用50 mm厚2.4米長木板拚嚴護牢頂板。同時在架設臨時支護過程中,必須加強敲幫問頂工作,嚴防頂板脫落傷人事故發生。

斷 麵 錨 網

地點 斷麵 錨杆 標號 噴漿 強度

2801運輸下山 荒m2 淨m2 種類 長度m 錨深m 眼距 配合比 噴厚

頂眼 幫眼 水泥 砂子 石子 頂m 幫m

縱 橫 縱 橫

6.0 螺紋鋼錨杆 1.8 1.7 0.8 0.8




附圖規格 S=1:50




說明:

1、巷道坡度0°30”。

2、巷道寬(毛)2.5m,高2.0m。

3、水溝下寬0.2米 上寬0.3米 高0.2米。












錨網斷麵展開圖1:50



300 800 800 800 800 800 800 800 800 300




800


2400

800 錨杆




800

1500


錨杆 錨盤






木錨盤

∮20 200

400




鐵錨盤 ∮20 150

150



說明:錨杆必須使用木錨盤。

規格 1:50






第五章 施工工藝

第一節 確定施工方法及順序

1、本區2801運輸下山沿煤層傾向掘送80米。待2801回采下山掘送80米,施工聯絡巷貫通形成回風係統,施工28012運輸巷。

2、巷道施工均采用炮掘的掘進方法。因煤層較薄,需打1.0米左右的底板,不能破頂板。

3、2801運輸下山施工采用錨杆支護,臨時支護在放炮後要及時到位,鋼梁上使用50mm以上木板拚嚴護牢頂板。

4、巷道內開拉門子必須按測量人員給定的位置進行拉門子工作,拉門子施工前必須撤出拉門子以裏所有作業人員到拉門子口以外安全地點後再進行其它工作。

5、拉門子5.0米內,采用風鎬前進,煤層有夾石或岩石拉門子可采用淺打眼放小炮掘進,單孔裝藥不大於0.15kg,分裝分放一次放炮總裝藥量不大於0.6kg。

拉門子必須在拉門子口5.0米範圍加打錨杆、加強支護,滿足安全生產要求後再拉門子。錨杆距不能大於600mm×600mm。

第二節 、 打眼方式

1、本規程所有巷道均采用打眼放炮的掘進方法進行掘送。

2、 用GMZ—1.2型煤電鑽打眼,煤電鑽電壓127V。



第三節 爆破作業

爆破條件

爆破條件及指標 錨網或錨網巷道

巷道掘進斷麵㎡ 6.0

掏槽方式 斜眼掏槽

每次鑽眼深度 1.2—1.0

炮眼個數/個 11

炸藥額定消耗量/(㎏/m)  4.5

每循環炸藥消耗量/公斤 4.5

每循環雷管消耗量/個 11

循環進尺/m 1.0

每循環岩煤實體/m3 6.0

硬度係數 f 2—3

炸藥種類 硝氨類炸藥

雷管種類 瞬發電雷管

炮眼利用率 100%

炮泥種類 黃泥

瓦斯情況(m3/min) 0.20


第四節 裝載與運輸

一 工作麵爆破落煤,煤炭用0.8噸礦車沿運輸下山提升到+1050車場,經暗主井運至地麵。

二 運輸係統見運輸係統圖

第五節 管路及軌道鋪設

一 工作麵鋪設12KW軌道。

二 風筒吊掛在巷道一側 , 水管鋪設在巷道頂板中間位置;纜線鋪設在巷道行人側, 離底板1.8米以上靠幫吊掛




管路及軌道鋪設方式表

序 號 名 稱 規格型號 單 位 數 量

(m) 吊掛方式 與工作麵距離m 軌枕間距m 軌麵高低差m 軌道接頭間隙m

1 軌道 12㎏∕m m 100 0.7 ±0.005 ±0.005

2 風筒 500mm m 120 頂板吊 掛 4m

3 風管 1~2寸 寸 600 頂板吊 掛 緊跟工作麵

4 水管 1~3 m 600 頂板吊 掛 緊跟工作麵

5 纜線 m 600 幫吊掛 5m

第六節 設備及工具配備

設備及工具配備表

序 號 設 備 及工具名稱 規格型號 單 位 數 量 備 注

1 錨杆鑽機 QT¬—120C2 台 1

2 電 話 HBZ(G)-1AJ 部 1

3 煤電鑽 GMZ—1.2 台 1







(四)爆破說明書 

規格:1:50 單位:mm


3000 200


6 5 4


900

7 3 2000

2       1



800

8 9 10 11

        1000

3000 100 1200




200


1200

1000


200 900 1000 900 200





爆破順序 炮眼號 眼 深m 角 度 裝 藥 量kg 計kg

垂直 水平

Ⅰ 1-2 1.2 90° 70° 2×4×0.15 1.2

Ⅱ 3-7 1.0 90° 75° 2×5×0.15 1.5

Ⅲ 8-11 1.0 75° 75° 3×4×0.15 1.8

計 11 4.5

炮眼總長度11.4米 炮眼總個數11個 爆破進度1.0米

每循環火藥耗量4.5公斤 平均每米火藥消耗量4.5公斤

每循環雷管消耗量11個 平均每米雷管消耗量11個


裝藥結構示意圖

錨網斷麵裝藥結構


Ⅰ掏槽眼



Ⅱ輔助眼



Ⅲ底眼


錨網拱形斷麵裝藥結構


Ⅰ掏槽眼



Ⅱ輔助眼、底眼


注:當掏槽眼封泥達不到要求時

可適當加深封泥達到規程 圖例

要求。 藥 卷

水 炮 泥

大於500mm 炮 泥

雷 管


第六章、生產係統



第一節、通風

一、2801運輸下山掘進期間通風設計

1、采用壓入式通風方式,用YBT52--2型功率11kw局部通風機為工作麵供風。

2、局部通風機設在1050順槽距回風口處不小於10米的入風巷道內有獨立通風係統的巷道中;監測分站,設在入風側,工作麵甲烷傳感器設在距工作麵3~5米處,回風甲烷傳感器設在距分層口以裏10~15米處。

3、風筒選用抗靜電阻燃風筒,正麵延接靠幫、靠頂吊掛。

二、凹河煤礦屬於高瓦斯礦井,三專兩閉鎖齊全,必須靈敏可靠。

三、2801運輸下山需風量計算

① 按瓦斯(或二氧化碳)湧出量計算

根據預測,掘進工作麵絕對瓦斯湧出量為0.89 m3/min

Q掘=100×q掘×kd

式中:Q掘——掘進工作麵實際需風量,m3/s;

q采——掘進工作麵平均絕對瓦斯湧出量,m3/s;

kd——掘進工作麵瓦斯湧出不均勻的備用風量係數,取Kd=1.8。

故 Q掘=100×0.89×1.8=160.2m3/min=2.67(m3/s)

② 按炸藥使用量計算

Q掘=25A掘=254.5 =112.5 m3/min =1.875m3/s

式中:A掘—炮掘工作麵一次放炮的炸藥用量,取4.5kg。

③ 按局部通風機吸風量計算

YBT52-2型11KW局部通風機,風量4.0-2.17 m3/s,全壓400-3600Pa。

Q掘=Qf×I×kf

式中Qf:掘進工作麵局部通風機最大吸風量,Qf=4.0m3/s;

I:掘進工作麵同時運轉的局部通風機台數,取1台;

kf:為防止局部通風機吸循環風的風量備用係數,取1.34。

故 Q掘=4.0×1×1.34=5.36(m3/s)

④ 按工作麵工作人員數量計算

Q采=4×N=4×10=40 m3/min=0.67 m3/s

式中: N—工作麵最大班出勤人數,取10人。

通過以上計算取Q掘=6.3(m3/s)

⑤ 風量驗算

按風速驗算

0.25×Sj≤Q掘≤4×Sj,

則 0.25×Sj=0.25×5.2=1.3 (m3/s)<Q掘

4×Sj=4×5.2=20.8(m3/s)>Q掘

故 Q掘=5.36m3/s滿足要求。

(附圖:通風係統示意圖)。

第二節壓風

地麵有壓風管路鋪設到工作麵,工作麵壓風管路為2寸膠管至工

作麵所需壓風處。

第三節 瓦斯防治

1工作麵設置瓦斯監測分站,工作麵及回風流中設置瓦斯監測探

頭,瓦斯超限停止作業,撤出人員。

2采區供風實行三專兩閉鎖。

3保證工作麵有足夠的風量能有效的衝淡和排出瓦斯與有害氣

體。

4瓦檢工必須攜帶便攜式光學甲烷檢測儀,要跟班檢查,做到井

下交接班,並填好記錄,發現瓦斯超限及時撤人並彙報調度,要求瓦檢工每班至少巡回檢查三次,不得出現空班、漏檢或假檢。

5人員入井必須按規定攜帶自救器,並由班組長攜帶便攜式瓦斯

檢定儀。

6管理人員下井必須攜帶便攜式甲烷檢測儀上崗作業。


第四節綜合防塵

1工作麵打眼時要戴防塵口罩,放炮前後灑水降塵,放炮使用水

炮泥。

2采區通過靜壓水管路,在順槽口,集中上山等易產生煤塵地點

設置噴霧灑水裝置。

3 做好自身的防塵保護等。

第五節防滅火

1采區內巷道的電器設備實現”三無”杜絕”失爆”,。

2及時清理巷道的雜物,確保通風暢通。

3區內設置灑水係統。

4采區風筒使用阻燃風筒,水管及風管。

5及時監測老空區及工作麵有害氣體情況,有異常情況及時彙報

調度。

6每人必須佩帶隔離式自救器。

7發生火災事故時,必須按避災路線及時撤人到安全地點,有關人員必須及時采取措施防止火災蔓延。

第六節安全監控

1為加強工作麵瓦斯管理,采區設置瓦斯監測分站,並配置瓦斯

傳感器。

2要求在距工作麵3~5米處設置一台瓦斯傳感器,要求位於巷道

懸掛風筒的另一側,且距頂板不大於0.2米,距巷幫不小於0.3米處,其斷電值為1.5%(CH4);在掘進巷道回風石門以裏10—15米處,距頂板不大於0.2米,距巷幫不大於0.3米處,設置一台瓦斯傳感器,其斷電值為1%(CH4)。

3、斷電範圍:當巷道內瓦斯超限時,切斷巷道內全部非本安型

電器設備電源;當瓦斯濃度降到1%以下時,方可人工對聯鎖開關送電,嚴禁聯鎖開關自動恢複送電。供給監測設備的電源必須取自風機專供開關的電源側。

4、每班隊幹部,值班段長,電工必須攜帶便攜式瓦斯檢測儀上

崗作業。

第七節、機電

井下局扇和絞車選擇電壓等級為380V,風機開關為QC83-80,

低壓總開關為DW80-350。局扇5.5×2 KW。選用16平方毫米。

設備情況:

風機5.5KW4台,額定電流6.45A,選用16平方毫米電纜。

1、風機總開關DW80-350饋電開關,所帶設備為2台5.5KW風

機。

2、動力總開關,DW80-350饋電開關。


第八節:排水

1、根據地質提供的資料,工作麵湧水主要是老巷積水,頂板裂隙水,采空區積水,但不影響正常的生產,特殊情況在探放老巷水時必須控製探眼數量,從而控製流水量,以防衝毀巷道支架,造成窩水事故。

2、挖好排水溝,將水引至臨時水倉用水泵排出。

第九節、運輸

一、運煤係統

工作麵裝0.8T礦車→2801運輸下山→1050車場→運輸上山→暗斜井→經副平硐運到地麵

2、材料設備運輸係統

地麵料場 副平硐 暗斜井 運輸上山 1050車場 2801運輸下山 工作麵

3、人員行走路線:

由地麵 副平硐 暗斜井 運輸下山 1050車場→

2801運輸下山→工作麵



第十節、照明、通信和信號

井下掘進工作麵通過井口調度與絞車房、料場、配電室等地點用電話聯係,通過通訊電纜敷設到井下各地點。

(附圖:通信係統示意圖)。









瓦斯探頭在工作麵位置示意圖









10~15m 3~5m

D D


工作麵








圖 例

D 探頭


信號線


回風線路


風筒





配電係統圖



瓦斯斷電儀


風機電源來自地麵變壓器



QC83 QC83 QC83

DW -80 -80 -80

JD

11KW 11KW KW 傳感器




動力電來自地麵變壓器


DW QC83-80 QC83-80 QC83-80


JD


22KW 11KW 30KW




注:1、總開關型號:DW350 ,數量2台。

2、風機開關型號:QC83-80,數量3台,其中1台備用。

3、JD繼電開關型號:JD數量2台。

4、 瓦斯斷電儀, 數量1台。

5、探頭, 數量2台。







第七章、勞動組織與主要技術經濟指標

第一節、勞動組織

1、勞動組織:各工種各班人員配備(附圖:勞動組織表)。

2、作業方式:隊組實行“三八”工作製,三個班正常生產,出勤率為85%以上。

3、每個班3個正規循環,循環進尺錨網支護0.8M,正規循環為100%,架棚支護1.0M,正規循環率為100%。

4、嚴格執行交接班製度。

⑴、各班值班隊長必須認真組織,並嚴格執行交接班製度。

⑵、各班組必須由值班隊長統一領工,做到集體入井,集體收工,集體升井。

⑶、各班入井前,必須由值班隊長主持召開班前會。根據上一班的井下工作麵情況,針對性地進行生產工作安排,班前會要準時,簡明,完畢後按要求及時入井。

⑷、進入作業地點後,必須與上班交接好,交不清不能走。

⑸、每個班和每個崗位必須按照作業計劃、崗位責任製和質量標準施工,在本班內保質保量按時完成額定工作量,並在班末認真填寫計錄,與下一班認真交接簽字。

⑹、交班人員必須將當班安全生產情況,遺留工作和存在問題,以及交接班後注意事項交接清楚。

⑺、交班人員對本班內能夠處理的問題必須在交接班前解決。

⑻、凡能夠通過試運轉交接的設備,必須進行運轉驗收,對於交接過程中的發現影響生產的問題,交接雙方必須共同處理,確保當班按時進入正常生產狀態。

⑼、接班人員必須在交班人員在現場 的情況下,按照設備與工程質量標準、作業規程規定,對分工負責的設備和工程狀況進行認真細致的檢查,接班者對自己盲目接班後發生的問題要負全部責任。

⑽、交接雙方將交接的現場交接接清楚後,共同交接完畢,交班人員方可離開現場,收工升井。

(11)、交接雙方隊長要互相協調,發現問題及時彙報值班礦長,並按值班礦長提出的意見執行。









勞動組織圖表



序號 工 種    班次

在冊人數 出勤人數 備注

一斑 二班 三班

1 安全員 3 1 1 1

2 瓦檢員 3 1 1 1

3 絞車司機 3 1 1 1

4 打眼工 6 2 2 2

5 爆破工

3 1 1 1

6 出貨工 6 2 2 2

7 維修工 3 1 1 1

8 其它 6 2 2 2

9 班長 3 1 1 1

10 打錨杆 6 2 2 2

11 合計 42 14 14 14




第二節 循環作業



工序順序 班次工序時間(分)工序名稱 工 循環作業圖表 備注

序所需時間(分) 一班 二班(同一班) 三班(同二班)

8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 1 2 3 4 5 6 7 8

1 準備 20





2 敲幫問頂 20





3 打眼 60





4 聯線 20





5 放炮 20





6 敲幫問頂 20





7 支護 60





8 出貨 20





9

10


第三節 主要經濟技術指標

錨網巷道

序號 項 目 單 位 指 標 備 注

1 工作麵長度 m 80

2 巷道毛斷麵 ㎡ 6.0

3 在冊人數 人 42

4 出勤人數 人 39

5 出勤率 % 93

6 循環進尺 m 1.0

7 日進尺 m 3.3

8 月進尺 人 100

9 循環率 % 100

10 單位材料定額

11 炸藥定額 ㎏/m 4.5

12 雷管定額 個/m 11

13 錨固劑消耗 個/月 800

14 錨杆消耗 根/月 400

15



第八章 安全技術措施

第一節:一通三防

  一、通風瓦斯管理

1、局部通風機入井前,必須經機電部門檢查驗收,合格後方可入井。局部通風機應定期檢修和更換,凡在井下運行累計時間達半年以上的必須升井檢修。

2、局部通風機必須由指定人員負責管理。配有專職瓦檢工,局部通風機由專職瓦檢工負責管理。

3、嚴格風筒管理,風筒要吊掛平直,拐彎小於或等於90度的應

設彎頭,一台局部通風機應用同一直徑風筒,發現破口要及時修補或更換,風筒百米漏風率應控製在10%以內。

4、風筒出口到工作麵的距離,在保證不積存瓦斯及吹散炮煙前提下,煤巷不超4m。

5、局部通風機實行掛牌管理。局部通風機管理牌板和瓦斯檢查牌板應寫明供風地點、局部通風機編號、功率、風筒長度、備用風筒數量、是否循環、是否實現“三專兩閉鎖”、負責管理人員姓名、檢查時間、風機入風量、有效風量率和瓦斯等內容。

6、風筒的安裝使用必須符合下列標準:

⑴、風筒無破口,末端兩節除外。

⑵、風筒吊掛平直,逢環必吊,風筒接頭要雙反壓邊,經常檢查處理風筒脫節及破口,以減少風量損失。

⑶、風筒拐彎處要設彎頭(彎度小於或等於90度)。異徑風筒要用過渡節,先大後小,不準花接。

⑷、局部通風機出口全風壓通風區段風筒設三通,平時捆嚴,排瓦斯時用來控製風量。

7、局部通風機必須實行“三專兩閉鎖”。

8、局部通風機不得隨意停開,如遇突然停風,人員要及時撤至風機以外的安全地點,並設置柵欄、揭示警標,嚴禁人員入內,機電工鎖動力總開關。恢複正常時,首先由瓦檢工按規定排瓦斯,並檢查瓦斯濃度無問題後再進入工作地點。排放瓦斯時嚴格按《煤礦安全規程》執行。

9、掘進工作麵風流是指掘進頭到風筒出風口這一段巷道中的風流。掘進工作麵瓦斯濃度達到2%,體積大於0.5m³的空間,為掘進工作麵局部瓦斯積聚。其20m範圍內必須停止機器運轉,切斷電源,除處理瓦斯工作外,禁止進行其他工作。

10、掘進無計劃停電、停風的地點,盲巷可以不進行封閉,但必須切斷電源,在盲巷口設置柵欄、揭示警標,由專職瓦檢工或爆破工在盲巷口新鮮風流中看守,任何人不得進入停風區,看守人員必須現場交接班。

11、掘進工作麵必須安設斷電儀,一台監視工作麵瓦斯變化情況,另一台監視回風瓦斯變化情況。當瓦斯濃度達到1.0%,必須切斷工作麵及盲巷內全部設備的電源。

12、通風機以裏所有電氣設備的電源,必須實行風電閉鎖和瓦斯電閉鎖。

13、停風時,工作麵所有人員都要撤至新鮮風流中並設置柵欄.揭示警標,送風排瓦斯必須由通風人員進行,嚴禁“一風吹”,嚴格按排放瓦斯規定執行。瓦斯排完後,必須經瓦檢工同意後才能送電。

14、分別在工作麵5m和回風巷口以裏10-15m內安設瓦斯斷電儀。

15、人人愛護通風設施,不得隨意移動瓦斯監測探頭。發現損壞,及時彙報通風部門處理。

16、井下嚴禁明火。不許用電焊、氣焊、噴燈焊,如確實生產需要,要編製措施方可作業。

17、電氣設備嚴禁失爆,以免造成瓦斯和火災事故。電氣設備附近要有滅火設備,如滅火器、砂箱、石粉等

二、綜合防塵。

1、掘進工作麵必須有完善的灑水係統,爆破前後煤(岩)工作麵必須灑水 。

2、爆破時必須使用水炮泥。

第二節、頂 板

1、開工前,班長和瓦檢工先檢查工作麵頂板情況,確認無問題後方可施工。

2、嚴格執行:“敲幫問頂”製度(工作麵必須配備鎬、撬棍等敲幫問頂工具),仔細檢查頂幫圍岩情況,處理淨活矸、危石,確保施工安全。

3、嚴禁空頂作業,必須在有正式支護或臨時支護下打眼,錨杆眼的方向、角度原則上應與岩石的層理麵垂直,當層理麵不明顯時,錨杆眼方向與巷道周邊垂直。

4、施工隊組要經常檢查巷道施工質量,發現錨杆數量不夠、托板變形、缺少螺母、川皮錨杆等不合格錨杆時必須及時補打。

5、發現頂板壓力大、頂板離層、托板變形、網包增多、聽見頂板有響聲等冒頂預兆時,要立即停止作業,撤出工作麵所有人員,待壓力穩定後,由外向裏進行頂板維護。

6、處理冒頂區段,隊長、班長、瓦斯工必須現場指揮,抽調至少2人以上的老工人配套作業,1人工作、1人監視頂板,發現有跨落流矸、片幫預兆時,要將人員立即撤至安全地點。

7、冒落高度在1米以上時,構頂前先檢查瓦斯,嚴禁瓦斯超限作業。

8、處理冒頂前,要把障礙物清理幹淨,確保退路暢通,及時在冒頂區的邊緣打不少於3排戴帽柱,戴帽柱每排3根,防止冒頂區域的擴大。

9、處理冒頂地區,首先用2.5m以上長柄工具由外向裏處理幹淨頂幫活矸,頂板處理好後,及時支設戴帽柱臨時維護頂板,如可以打錨杆時由外向裏逐排補打,如架棚時由外向裏逐架支護,用木半、板皮挑頂維護。

10、施工中要有專人監護頂板的變化情況,專人指揮維護,施工人員聽從命令,相互配合好。

11、處理過程中,瓦檢工要隨時檢查瓦斯情況,有問題要立即停工撤人,先組織排放瓦斯。

12、如遇頂板有淋頭水,停止作業彙報礦長,經技術人員檢查無問題後,方可施工。加強頂板管理,在頂板淋水段必須縮小錨杆排距為600mm。如發現頂板壓力大,頂板離層、頂板有響聲,要立即停止作業,撤出工作人員,待頂板穩定後,由外向裏進行施工。

13、錨網 掘進安全技術措施

(1)巷道均采用錨杆、錨網或砌镟支護。

(2)錨杆、錨網支護錨杆為∮16mm鏍紋鋼,長為1.8米,錨杆間排距為0.8×0.8米。

(3)打注錨杆使用錨固藥卷,打注3個眼時每孔用2個藥卷;錨杆錨固力不低於5噸。

(4)金屬網必須拉開拉直緊貼煤壁,網與網之間要用12號鐵線聯接好接扣間距200mm,連接處壓茬為0.1米。

(5)錨網采用的鐵盤尺寸為150×150×6mm。

(6)金屬網鋪設平整,鐵托盤上用木托盤壓嚴壓緊。

(7)在打注錨杆,鋪網上托盤前工作麵如有浮煤必須及時處理,以確保安全。打注錨杆、鋪網時必須有專人監護頂板情況,發現異常及時通知作業人員撤離工作麵。

(8)工作麵采用錨杆支護時,采用戴帽頂柱做臨時支護。

(9)如果頂板極其破碎,頂板壓力大,過斷層,應及時加密錨杆或掛網,確保施工安全和巷道穩定。。

(10)巷道掘送放炮時,需分裝分放。

(11)巷道施工出現冒頂時,嚴禁大量放貨,必須用排杆子排頂棚距縮小為0.5米,防止冒頂麵積及高度擴大。

(12)施工出現冒頂時,必須用木垛接頂,接頂前要備足木料,認真觀察頂板安全情況,待確認頂板安全穩定後方準進行接頂工作,接頂時必須設有專人監護,發現異常立即通知施工人員撤到安全地點,待頂板穩定後再繼續施工。

第三節、爆破

一、井下放炮、

1、井下爆破嚴格執行《煤礦安全規程》第三百一十五條---第三百四十六條有關規定。

2、爆破嚴格執行“一炮三檢”和“三人聯鎖放炮製”及爆破停電、撤人製度。

3、爆破15min後,班組長、爆破工、瓦檢工同時進入工作麵,檢查通風瓦斯、頂板、有無瞎炮等異常情況,無問題後方可恢複生產。

4、爆破母線連接、檢查線路和通電工作必須由爆破工一人操作。排除母線故障可采用導通法,不得采用短路法進行試驗,特別嚴禁在盲巷內采用短路法試驗母線。

5、裝藥時應注意以下事項:

⑴、裝藥前,必須將炮眼內煤粉掏淨。

⑵、堵炮泥時不可加壓太重,以免藥卷密度增大,影響起爆。

⑶、每個藥卷聚能穴端必須指向下麵的殉炸藥卷,裝雷管的藥卷必須裝在第一位置,不準裝蓋藥或墊藥。

6、封堵炮眼時必須按規定使用水炮泥。

7、不準放糊炮和利用殘眼裝藥爆破。

8、采掘工作麵必須有灑水消塵設備,並嚴格執行爆破有後20m範圍內灑水、消塵製度,無水或無水炮泥時不準裝藥爆破。

9、爆破母線要由爆破工親自連接,爆破前應檢查全部網路有無斷線、短路、接地,檢查確認無問題後方可爆破。如拒爆,由爆破工檢查線路、查找原因,其他人員不準檢查,更不得進入警戒區內。

10、炮眼深度小於0.6m,不得裝藥爆破。如遇拉底、刷幫、挑頂、爆破大塊矸時,必須采取以下安全措施:

⑴、淺眼每眼裝藥量不得超過100g,眼數不超過10個。

⑵、炮孔要用土炮泥封滿填實。

⑶、爆破前要在爆破點20m範圍內灑水,並檢查瓦斯濃度小於1%時方可起爆。

⑷、維護好爆破地點10m範圍內的支架及各種設施。

11、爆破如遇瞎炮,執行如下措施:

⑴、由於連線不良造成拒爆,可重新連線起爆。

⑵、在拒爆炮眼0.3m以外另打與拒爆炮眼平行的新炮眼,重新裝藥起爆。

⑶、嚴禁用鎬刨或從炮眼中取出原放置的起爆藥卷,或從起爆藥卷中拉出電雷管。,不論有無殘餘炸藥,嚴禁將炮眼殘底繼續加深;嚴禁用打眼的方法往外掏藥;嚴禁用壓風吹拒爆(殘爆)炮眼。

⑷、處理拒爆的炮眼爆炸後,爆破工必須詳細檢查爆落的煤、矸,收集未爆的電雷管。

(5)、在拒爆處理完畢以前,嚴禁在該地點進行與處理拒爆無關的工作。

12、必須執行遠距離放炮,躲炮要大於距離300米。

二、貫通措施

1、貫通前20m由技術人員下達貫通通知書,並標定透口位置。

2、必須保證貫通與被貫通巷道正常通風,每次放炮前必須撤出被貫通巷道以裏的所有人員。

3、首次爆破前必須檢查工作麵和予透位置巷道的瓦斯濃度,當兩頭瓦斯濃度都在1%以下時,才可裝藥放炮。

4、每次爆破前,跟班隊長必須派專人在通往貫通側的各通路口,在爆破安全距離以外有掩所的安全地點放好警戒。每個警戒點設警戒人員2名,一人放警戒確保無問題時,另一人返回通知已放好警戒。隻有每個警戒點人員都通知後,才能裝藥爆破。各警戒員隻有接到撤除警戒的通知後,才能離開。

5、貫通相距10m時執行“探三進一”的施工方法,探眼打在巷道中部,上、中、下各打一個探眼,探眼內嚴禁裝藥,爆破前用炮泥充填。

6、貫通相距5m時,必須在透口處補打錨杆加強維護頂板。

7、探眼探透後,采用多打眼、少裝藥、小型爆破的方式貫通。永久支護緊跟工作麵,夠一排錨杆距離打一排。

8、爆破嚴格執行“一炮三檢”和“ 三人聯鎖放炮”製度。

第四節、防治水

根據地質資料,工作麵湧水量主要以大氣降水、老窯積水、地下水、斷層水為主,掘進中必須執行以下措施:

1、探放水要嚴格執行《煤礦安全規程》第二百八十五條—第二百九十四條的規定。

2、嚴格執行“預測預報、有疑必探、先探後掘”的原則。

3、探巷期間,若鑽孔有水流出,不準將鑽杆撥出,用木楔將鑽杆與探眼擠住,停止工作,撤出工作人員,立即彙報調度室。

4、探巷期間及掘進時,發現探眼中有水滲出,煤壁掛紅、掛汗、空氣變冷、頂板來壓、出現霧氣、水叫、頂板淋頭水加大、底板鼓起或產生裂隙出現滲水、水色發渾、有臭味等突水預兆時,必須立即停止工作麵,采取措施,撤出工作麵所有人員,及時彙報調度室。

第五節、機電

一、一般規定

1、采區所有電氣設備排列有序,線路懸掛符合要求。

2、漏電保護每天試驗一次,各類聯鎖必須班班檢查,發現問題及時處理。

3、井下隔爆電氣設備 要完好,杜絕雞爪子、羊尾巴、明接頭、破口和失爆。

4、嚴禁帶電檢修或搬遷電氣設備、電纜、電線。

5、機電設備檢修時,必須切斷電源,閉鎖開關,並掛停電牌,嚴格執行停送電製度。

6、檢修好後需送電時,送電人員確認無人在電氣線路上工作時方可送電。

7、其他執行機電維護操作規定中有關規定。

8、容易碰到的、裸露的帶電體及機械外露的轉動和傳動部分必須加新裝護罩或遮欄等防護設施。

9手持式電氣設備的操作手柄和工作中必須接觸的部分必須有良好的絕緣。

10、嚴禁甩掉、停用井下各種電氣保護。

11、存在問題的電氣設備及小電器不得下井使用。

12電氣設備的隔爆處殼應清潔、完整無損並有清晰的防爆標誌。 13、井下照明和信號裝置,應采用具有短路、過載和漏電保護的照明信號綜合保護裝置配電。不得使用明火、明電照明。

14、工作麵電氣設備要加強管理和維修,爆破時要撤出20m以外。

15、電氣設備必須使用綜合保護開關、風電閉鎖等安全保護裝置;自動停電時,待查明原因,確認無誤後再人工送電。

16、各機械設備必須定期按時進行注油、檢查、維修,以保證設備良好運行。

17、電氣設備與道軌之間的安全間隙不得小於0.7m。

18、電修工必須經過專門培訓學習,並經考試合格,持證上崗。

第六節、運輸

一、用人力推車、絞車提升運輸。

1、司機必須經過專業培訓,考試合格,並取得操作合格證後,方可持證上崗。

2、嚴格執行操作標準,堅守工作崗位,注意力集中,班中不許睡覺。隨時聽候把鉤人員信號,停開絞車。

3、絞車信號必須齊全、靈敏、可靠、無信號或信號不清楚嚴禁開絞車。

4、嚴禁蹬車,做到“行車不行人,行人不行車”。

5、絞車附近嚴禁堆放任何材料。

第七節 “四位一體”綜合防突措施

(一) 突出性預測

采用鑽屑指標法進行突出性預測,測定最大鑽屑量(Smax)及鑽屑解吸指標K1值。

用防突鑽機在工作麵迎頭打3個預測孔,中間孔布置在巷道中心線位置,兩幫鑽孔分別布置在距側幫各0.4m處,每個鑽孔孔深8~10m,幫孔終孔位置必須超過巷道輪廓線2~4m。

鑽孔布置參數表

鑽孔編號 水平角

(與側幫夾角) 垂直角 孔深 孔徑

1 23° 0° 10m ∮42㎜

2 0° 0° 10m ∮42㎜

3 23° 0° 10m ∮42㎜

每打1m鑽孔測定1次鑽屑量(S),每隔2m測定1次鑽屑解吸指標K1值。當最大鑽屑量(Smax)<6㎏/m及鑽屑解吸指標K1<0.5時,該工作麵定為無突出危險性工作麵;最大鑽屑量(Smax)≥6㎏/m或鑽屑解吸指標K1≥0.5時,則該工作麵定為有突出危險性工作麵。

預測鑽孔布置示意圖




(二) 防突措施

當預測該工作麵有突出危險性時,則采用ZL-380坑道鑽機施工大直徑超前排放鑽孔,對前方煤體內瓦斯進行卸壓及排放瓦斯,每循環布置鑽孔9個,鑽孔直徑為65㎜或75㎜,每個鑽孔孔深不得小於20m,前方超前保護距離不少於5m,側幫保護距離為2~4m。





大直徑超前鑽孔布置參數表

鑽孔編號 水平角

(與側幫夾角) 垂直角 孔深 孔徑

1、4、7 10° 3° 20m ∮75㎜

3、6、9 10° 0° 20m ∮75㎜

2 5° 0° 20m ∮75㎜

5、8 0° 0° 20m ∮75㎜



大直徑超前鑽孔布置示意圖



(三)防突措施效果檢驗

采用鑽屑法對防突措施進行效果檢驗,測定最大鑽屑量及鑽屑解吸指標。

用防突鑽機在工作麵迎頭打3個預測孔,中間孔布置在巷道中心線位置,兩幫鑽孔分別布置在距側幫各0.4m處,每個鑽孔孔深8~10m,幫孔終孔位置必須超過巷道輪廓線2~4m。

每打1m鑽孔測定1次鑽屑量(S),每隔2m測定1次鑽屑解吸指標K1值。

連續進行不少於兩次檢測後,其最大鑽屑量(Smax)都必須<6kg/m及鑽屑解吸指標K1都必須<0.5時,則該工作麵消除了突出危險性,在采取安全防護措施後可進行采掘作業;當最大鑽屑量Smax≥6kg/m或鑽屑解吸指標K1≥0.5時,則該工作麵仍未消除突出危險性,工作麵不得進行采掘作業,必須繼續采取防突措施,直至消除突出危險性後,在采取安全措施情況下,方可進行采掘作業。

(四)安全防護措施

經突出性預測或防突措施效果檢驗後,證實工作麵無突出危險,在采取以下安全防護措施後可進行采掘作業。

1、實行遠距離放炮:放炮站應設在避難硐室內,距爆破地點>300m。我礦距地麵較近,放炮地點設在地麵。隨著掘進距離的延長需在1070車場避難硐室構築,避難硐室構築必須滿足以下要求:

(1)牆體采用料石、磚和混凝土等其它堅固性材料砌築,厚度不小於500mm;

(2)硐室規格:淨長×淨寬×淨高=2m×2m×2m×2m;

(3)隔離門必須向外開啟,門軸安設在靠工作麵一側(即靠軌道大巷一側);

(4)硐室內采用砌镟或錨杆噴漿支護;

(5)硐室內安裝電話、水管、壓風自救袋及配備自救器10個。

2、在1050車場以裏構築防突(反向)風門,防突(反向)風門構築必須符合以下要求:

(1)牆體用不燃性材料構築,其厚度>800mm;

(2)四周掏槽並見硬頂、硬幫、硬底,但嵌入巷道周邊岩石的深度不得小於200㎜;

(3)門框和門可采用堅實的木質結構,門框厚度不得小於100㎜,風門厚度不得小於50㎜;

(4)門框必須包邊沿口,通車風門必須做底坎;

(5)牆體及風門不透光、不透氣,水溝設反水池或擋風簾,電纜及管路孔要堵嚴堵實;

(6)風門前後各5m內巷道支護良好,無雜物、積水、淤泥。

(7) 風門的開、關狀態要在礦井安全監測監控係統中反映。

3、放炮前回風係統停電撤人:放炮前本作業麵、2801瓦斯尾巷所有人員全部撤至地麵或防突風門30米以外的新鮮風流中;放炮前由當班值班長負責撤出風井中所有人員,並負責指定專人分別在放炮前由當班瓦檢員負責切斷回風係統所有電氣設備電源。

4、本掘進巷道內及各放炮警戒點必須有安設壓風自救裝置。壓風自救裝置安設必須符合下列要求:

(1)掘進巷道內每隔50m安設一組,每組5~8個壓風自救袋,最後一組壓風自救裝置距工作麵迎頭為25~40m;

(2)每個放炮警戒點各安設一組,每組2~3個壓風自救袋;

(3)地麵空壓機必須保證24小時連續不間斷地向各壓風自救裝置供風。

工作麵每推進15~50m後或遇地質變化時,必須采用鑽屑指

標法進行突出危險性預測,測定最大鑽屑量及鑽屑解吸指標。

當最大鑽屑量(Smax)<6㎏/m及鑽屑解吸指標6㎏/m<0.5時,該工作麵定為無突出危險性工作麵,在采取上述安全防護措施後可繼續進行采掘作業。

當最大鑽屑量(Smax)≥6㎏/m或鑽屑解吸指標≥0.5時,則該工作麵定為有突出危險性工作麵,工作麵不得進行采掘作業,必須采取大直徑超前鑽孔或鑽孔抽放等防突措施,經防突措施效果檢驗證實消除了突出危險性後,方可進行采掘作業。

第八節、其他

一、開拉門子措施

1.巷道拉門子,必須首先對拉門子位置5米範圍進行架棚支護(支架棚距1.0米),並保證支架架設牢固,構件齊全,然後進行拉門子工作

2.拉門子5.0米範圍內不許放炮,如需放炮必須製定措施,否則不許放炮

3.順槽內拉門子,必須撤出拉門子以裏獨頭巷道內所有人員,否則不許進行拉門子工作

4、嚴格按操作規程.作業規程作業,杜絕違章操作.違章指揮

5、及時清理巷道內的浮貨.雜物,各種物品要有順序擺放,做到文明生產

6、工作麵有作業圖板和避災路線圖

7、對空幫.空頂巷道要及時處理,以免冒頂和瓦斯積聚現象

8、上班期間嚴禁喝酒.脫崗.竄崗.睡崗

二、提高煤質措施。

1、加強頂板管理,防止頂板塌落,冒落下來的大塊、矸石應及時撿出。

2、各崗位工隨時揀出溜槽內及脫水溜子上的雜物,及時清理巷道,保持巷道整潔。

第九章、災害應急措施及避災路線

一、特殊情況下的防範措施

1、進入新工作麵地點之前,必須熟悉該工作麵的通風係統及避災路線。

2、下井人員必須攜帶自救器,並會正確使用。

3、遇有火災、瓦斯、煤塵爆炸或巷道內散發出有害氣體事故時,要立即佩戴自救器,一律向進風方向組織撤人,並及時彙報調度室。

4、工作麵或巷幫有透水預兆時,或遇水災事故時,要立即組織人員向附近巷道高處撤退,迅速撤出事故地點。







織金縣馬場鄉凹河煤礦


掘 進 作 業 規 程


工作麵名稱:2801運輸下山






礦 長:

編 製 人:郝洪亮

安 全 礦 長:

生 產 礦 長:

施工負責人:

編製日期: 2009年5月2日

批準日期: 年 月 日


作業規程會審意見




主 持 人: 年 月 日

礦 長: 年 月 日

生產礦長: 年 月 日

技術礦長: 年 月 日

安全礦長: 年 月 日

通 風: 年 月 日 機 電: 年 月 日

運 輸: 年 月 日

掘進隊長: 年 月 日

會 審 意 見











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