110402南采面炮采作业规程.docx

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110402南采面炮采作业规程

云南省富源县祥达煤矿

采煤作业规程

 

采煤工作面名称:

编制人:

唐兴喜

编制日期:

2010年3月22日

矿会审人员签字

编制人:

2010年月日

施工队:

2010年月日

技术科:

2010年月日

安全科:

2010年月日

调度室:

2010年月日

生产矿长:

2010年月日

安全矿长:

2010年月日

机电矿长:

2010年月日

矿长:

2010年月日

会审意见:

 

总工程师:

2010年月日

目录

第一章:

概况4

第一节:

工作面位置及井上下关系4

第二节工作面参数及煤层情况4

第三节煤层顶底板5

第四节地质构造5

第五节水文地质6

第六节影响回采的其它因素6

第二章采煤方法7

第一节采煤工艺7

第二节设备配置8

第三章顶板管理8

第三节顺槽及端头顶板管理21

第四节矿压观测25

第四章生产系统28

第一节运输系统28

第二节通防与监控系统29

第三节排水系统34

第四节供电系统35

第五节通讯照明系统36

第五章劳动组织和主要经济技术指标36

第一节劳动组织36

第二节煤质及煤炭回收38

第三节主要经济技术指标(见下表)39

第六章灾害预防及避灾路线40

第七章安全技术措施40

第一章:

概况

第一节:

工作面位置及井上下关系

一、工作面位置

110402南回采工作面为1570水平一采区首采工作面,1530回风上山以南,南至开切眼,北至井筒保护煤柱线,东至工作面机巷,西至工作面回风巷。

相邻二水平回风上山已掘完,无其它采掘活动。

工作面煤层底板标高为+1577~+1653.5m。

该工作面走向长度平均431.5米,倾斜长度平均为70.5米,面积为27093m2。

二、地面位置及其它

110402南工作面地表投影位置于马大湾以东250m,地表平均为297.2m,地面标高为+1850~+1975m,地表为山地、农田,回采时对地面无较大影响。

第二节工作面参数及煤层情况

煤层厚度(m)

0.70~2.30

煤层结构

单一

容重(t/m3)

1.40

1.28

煤层硬度

0.18

煤种

1/3JM

倾角(°)

23~39

稳定程度

较稳定

31

煤层情况描述

根据工作面机、风巷及开切眼实际揭露煤层情况,采取11个煤层厚度点,煤层0.7~2.30m,平均厚度1.28m;煤层倾角在23~39°之间,属缓~倾斜煤层,本面M4+1煤属于稳定煤层,属中灰特低硫低磷中变质程度的1/3焦煤。

煤质

水分Mad%

灰分Ad%

挥发分Vadf%

发热量QbadMJ/Kg

固定碳FCad

硫分Std%

胶质层厚度Y

1.13

26.0

31.61

25.36

49.8

0.15

15.60

 

第三节煤层顶底板

煤层顶底板情况表

顶底板

名称

岩石

名称

厚度

(m)

岩性特征

直接顶

粉砂岩、泥质粉砂岩。

7.09

灰色泥质粉砂岩夹粉砂岩,菱铁岩薄层,中厚层状。

伪顶

炭质泥岩

0.10

黑色,质软。

直接底

泥质粉砂岩、粉砂岩

4.8

灰色泥质粉砂岩、粉砂岩,夹菱铁岩薄层。

附图1-1-1:

工作面综合柱状图

第四节地质构造

地质构造情况表表1-4-4

编号

构造

名称

倾向

(°)

倾角

(°)

落差

(m)

对回采工作

面的影响

1

F1

走向正断层

NW

55-90

21-26

有一定影响

2

F2

斜交正断层

SW

60

1.2

有较大影响

3

F3

斜交正断层

SE

70

0.9

有一定影响

4

F4

斜交正断层

NW

45

1.0

有一定影响

5

F5

斜交正断层

NW

45

2.0

有较大影响

6

F6

斜交正断层

NW

75

1-1.8

没多大影响

7

F7

斜交正断层

NW

73-90

3.5

有较大影响

8

F8

斜交正断层

NW

50=75

1=0.4

有一定影响

9

F9

斜交正断层

NW

75

4.0

有较大影响

10

F10

斜交正断层

NW

70-90

1.3

有一定影响

11

F11

斜交正断层

SE

60

1.8

有较大影响

12

F12

斜交正逆层

SW

50-60

1.3-3

有较大影响

13

F13

斜交正断层

SW

70

2.0

有较大影响

14

F14

斜交正断层

SW

65

0.8

没多大影响

15

F15

斜交正断层

SE

60

2.0

有较大影响

第五节水文地质

水文

所处地形为构造侵蚀低中山地貌,区内沟谷发育,无大的地表水。

地质

含水层为弱裂隙含水层,无水害影响,水文地质条件简单。

情况

最大涌水量(m3/h)

2

正常涌水量(m3/h)

0.15

第六节影响回采的其它因素

影响回采的其它地质因素情况表

表1-5-5

其它因素

对回采工作面的影响

CH4

瓦斯涌出无异常,相对瓦斯含量为10.18m3/t。

CO2

无较大危险

煤尘爆炸指数

具有爆炸性,爆炸指数为31.61%

煤层自燃倾向性

Ⅱ类不自燃煤层。

地温危害

16.3℃,无任何危害

冲击地压危害

地压7.3MPa,无冲击地压危险

普氏硬度(f)

煤层

夹矸

直接顶

直接底

<2.5

3-5

<4

第2章采煤方法

第一节采煤工艺

一、采煤工艺

工作面采用走向长壁后退式采煤法,炮采工艺。

采用人工打眼爆破落煤,循环进度1.0m,全部垮落法管理顶板,支回方式执行“见四回一”。

采高的确定:

根据该采面巷道所揭露的煤层赋存情况,确定工作面的采高为1.28m,采用DW16-300/100型单体液压支柱配合HDJB-1000顶梁、3mπ型钢梁支护工作面顶板。

二、落煤方式:

采用ZMS12型湿式煤电钻、直径28mm煤钻杆及直径43mm的钻头侧式注水湿式打眼,使用煤矿许用5级毫秒延期电雷管、三级煤矿许用炸药爆破,采用正向装药,煤眼布置详见炮眼布置图。

爆破说明书

炮眼名称

延期

时间

ms

脚线标志

炮眼

眼深

(m)

眼数(个)

雷管个数(发)

装药量

起爆方式

连线方式

位置

角度

每孔(节)

循环(Kg)

距顶(m)

距底(m)

垂直(度)

水平(度)

顶眼

4

75±10

灰白

0.2

0

90

1.2

88

88

2

35.2

串联

底眼

3

50±10

灰兰

0.3

14

90

1

88

88

2

35.2

合计

176

176

4

70.4

3、工作面正规循环生产能力

工作面正常时按每天3个循环,循环进度1.0m,煤层厚度1.28m,回收率0.95,则

循环产量=70.5×1.28×1×1.4×0.95=120吨;

日产量=120×3×0.9=324吨;

月产量按25天计算:

月产量=324×25=8100吨。

4、储量及服务年限

本工作面剩余储量1.7万吨,可采储量1.5万吨,则工作面服务年限为15000/8100=1.9个月。

第2节设备配置

一、运输设备

1、工作面:

使用SGB-420/22(30)刮板运输机1台,电机功率2×30KW,运输能力80t/h,中间槽尺寸1200×420×150mm。

2、机巷:

使用SGB-420/22(30)刮板运输机3台,电机功率2×30KW,运输能力80t/h,中间槽尺寸1200×420×150mm。

二、乳化液泵站:

在1620车场内安设2台型号为BRB80/20乳化泵,电机功率37KW,泵站压力20MPa。

三、工作面打眼:

配置5台型号为SMZ30型手持式风煤钻。

第三章顶板管理

单体支柱工作面支护设计

1、采用类比法进行设计

1、预计本工作面矿压参数

预计本工作面矿压参数表

序号

项目

单位

同煤层实测

本面选取或预计

1

直接顶厚度

m

冒落带

17.12

老顶厚度

m

冒落带

直接底厚度

m

0.2

0.2

2

直接顶初次垮落步距

m

7.2

7.2

 

3

来压步距

m

27

27

最大平均支护强度

KN/m2

309.3

309.3

最大平均顶底移近量

mm

256

256

来压程度

不明显

不明显

 

4

来压步距

m

12

12

最大平均支护强度

KN/m3

323.8

323.8

最大平均顶底移近量

mm

227

227

来压程度

不明显

不明显

5

最大平均支护强度

KN/m3

294

294

最大平均顶底移近量

mm

167

167

6

直接顶悬顶情况

m

<1

<1

7

底板容许比压

Mpa

4.38

4.38

8

直接顶类型

1b

1b

9

老顶级别

10

巷道超前影响范围

m

28

28

2、工作面支护强度的计算

①采用经验公式计算

Pt=9.8hrk=9.8×1.28×2.5×8=250.9KN/m2

式中:

Pt----工作面支护强度,KN/m2

h----工作面采高,m

r----顶板岩石容重取2.5KN/m3。

K----工作面支柱上覆岩层厚度与采高之比一般为4-8,取8

②支柱实际支撑能力计算

Rt=RKgKzKbKhKa=300×O.99×O.95×O.9×1×O.9=228.5KN

式中:

Rt一单体液压支柱实际有效支撑力,KN

R~支柱额定工作阻力,KN

Kg一支柱工作系数,O.99

Kz…支柱增阻系数,O.95

Kb一支柱承载不均匀系数,0.9

Kh…采高系数,l

Ka~倾角系数,O.9

③工作面支柱密度:

2)N=Pt/Rt=250.9÷228.5=1.1(棵/m2)

式中:

N—支护密度,棵/m2

Pt—合理的支护强度,KN/m2

Rt一单体液压支柱实际支撑力,KN

由以上计算结果得知,此工作面合理的支护密度应不小于1.1棵/m2。

3、选择合理的控顶距

根据合理的支护密度,确定排距为1.0m、柱距为0.7m,工作面最大控顶距选取为4.3m,最小控顶距选取为3.3m,放顶步距1.0m。

工作面实际支护密度

N=L/S=612÷(70.5×4.3)=2.02棵/m2

其中:

N--工作面实际支护密度,棵/m2

L一工作面支柱数量,L=(面长÷柱距+1)×6棵

S一工作面最大控顶距时的控顶面积,m2。

工作面实际支护强度:

Pt=Hn=300×2.02=606kN/m2

式中:

Pt—工作面的支护强度,KN/m2

H一支柱载荷最大平均值,KN/棵

N—工作面的实际支护密度,棵/m2

通过以上支护密度的计算,其支护密度1.1棵/m2,即可满足顶板控制要求,本工作面实际支护密度为2.02棵/m2,大于以上支护密度,所以,本工作面支护密度满足顶板控制要求。

4、工作面支护配置

工作面需用支柱DW16-300/100型(正规柱4排、密集柱1排、临时柱及贴帮柱1排,共计6排):

(70.5÷0.7+1)×6=612根;需HDJB-800型铰接顶梁4排408块;风巷备用DW16-300/100型支柱按10%计60根,备用HDJB-800型铰接顶梁按10%计40块。

机、风巷需用支柱DW20-300/100型:

超前支柱按23.5m计算,棚距0.8米,需2×(13.5×2+10)÷0.8=92根。

铰接顶梁(型号HDJB-800型)92块。

通过以上论证,本工作面决定采用支护参数如下:

 

支护形式

支柱

控顶距

支护密度

顶板管理

放顶步距

柱距(m)

排距(m)

最大(m)

最小(m)

密度根/m2

强度KN/m2

支回方式

切顶方式

顶板管理方式

规格

柱梁

0.7

1

4.3

3.3

2.02

606

见四回一

密集

全部垮落法

1.0

二、乳化液泵站

(一)泵站选型、数量

选用BRW80/20型乳化泵2台。

装备两泵一箱;输液管路选用直径25mm的高压胶管,耐压35MPa以上。

主要技术参数如下:

乳化泵型号:

BRW80/20,

公称流量:

80L/min

公称压力:

20MPa

电机功率:

37KW

(二)泵站设置位置

泵站安设在1620水平主副井联络巷位置,距采煤工作面500m左右。

(三)泵站使用规定

要保证泵站压力大于18MPa,乳化液浓度2%~3%。

用乳化液浓度计随时检查乳化液浓度。

要加强泵站与供液管路的维修,杜绝系统的窜漏液。

第二节工作面顶板管理

M4+1煤直接顶为泥质粉砂岩夹粉砂岩,属Ib类不稳定顶板。

基本顶分级为I级。

煤层直接底为泥质粉沙岩、粉砂岩,厚4.8m。

本工作面的顶板管理采用全部垮落法。

一、推采时正常工作时期顶板支护方式

基本支护采用HDJB-1000铰接顶梁配合单体液压支柱。

柱距0.7m,排距1.0m。

顶梁按正悬壁布置,铺设双抗网护顶;上下端头采用四对八梁进行支护。

工作面所有支柱穿直径300mm铁鞋,迎山有力,初撑力不得低于90KN。

二、正常工作时期顶板支护方式。

施工顺序:

1、工作面放炮后,首先敲帮问顶,补齐打倒支柱。

自下而上及时前移一梁二柱3mπ型钢,及时支护机道。

2、工作面攉煤时,严格执行敲帮问顶制度,严禁空项作业。

攉煤时,分段作业,施工人员先检查防飞矸设施的完好,确保在有效支护下作业。

3、机道在攉完煤后自下而上支设正规柱梁。

4、工作面支设正规支柱完毕,连好超前网,回撤切顶排支柱,处理采空区。

支护要求:

1、工作面正规支护形式为齐梁齐柱,顶梁沿走向正悬臂使用,支回方式为“见四回一”,切顶排增加密集支柱、戗柱支护。

2、采用双抗网护顶,即先在顶梁上铺好双抗网。

铺设时要将网展开拉直,接顶严密。

相邻的两片双抗网在走向与倾向上压茬不小于0.05m,并且相邻双抗网要用专用纺织条捆好,扭结距不大于0.1m,并每隔0.5m打一死结,梁前余网不低于0.3m。

3、预挂顶梁与支柱同步进行,即在正规支柱升起接触顶梁后,捣掉人行道顶梁鱼口内的防飞水平销,然后一人将顶梁托起,穿好圆销,由下而上插设水平销,降柱,调整顶梁至适当角度,将双抗网展开,然后升柱接顶并持续注液3-5秒。

顶梁不能下溜,并接顶严实,铰接良好。

若顶板不平时,必须用方木、板皮等垫平穿实。

预挂顶梁要用防飞水平销,水平销要小头朝上并打紧使用。

防飞水平销为两个单水平销用长1.2m的细圆环链连接在一起的专用销。

施工要求:

1、支柱措施:

(1)根据底板允许载荷强度,工作面所有支柱支设时必须穿Ф300mm的铁鞋。

支柱钻底量不得大于O.1m,支柱时要刨麻面柱窝至硬底,对于软底厚度较大时,要用木料等铺假底,确保初撑力及钻底量符合要求。

(2)支柱时,至少2人一组操作,严格执行《煤矿安全技术操作规程》中挂梁支柱工的规定,保证工作面支柱防倒钩齐全。

每支柱组须带工具:

注液枪、锨、镐、锤、钎、卸载手把、水平销等。

(3)炮道攉完煤后,在临时柱有效掩护下,根据迎山距用定位卡具确定柱位,清理柱窝并将铁鞋平放在柱位上,及时拉线支设正规柱。

(4)支柱前,对号回出备用支柱,随支随回。

支柱时,人员站在支柱地点上方操作,1人扶柱,将手把体和注液阀调整至正确位置,手把体朝上注液阀朝下,1人用注液枪清洗注液阀嘴,均匀注液升柱接紧顶梁,持注液枪的手臂应在人行道一侧。

(5)挂梁时,1人在支柱下方将顶粱托起,穿好圆销,另一人由下而上插紧水平销进行降柱,将顶梁调至适当角度,铺平双抗网,然后柱梁同步升起接顶并持续注液3~5秒。

(6)升柱时顶梁下方严禁有人,并躲开水平销,防止崩销伤人。

支柱要拉线支设并刨出鞋窝,保证支柱有3~5°迎山角,支柱的锚爪必须齐全,配顶梁时,锚爪必须全部卡在顶梁槽口里。

(7)操作时,严格执行敲帮问顶制度,严禁空顶作业。

铺网挂梁时,人员要密切注意顶板,防止矸石片落伤人,铺网要严密,顶梁要铰接良好并与煤壁垂直,下溜角度不超过5°,调整柱梁时,其下方不得有人。

(8)工作面支柱初撑力不低于90KN,经常对支柱进行二次注液。

(9)新支柱使用前应将活柱升降几次,排尽空气,使用时工作面支柱三用阀方向为倾向,卸载端朝上,超前支护卸载端朝外,严禁用锤及其它器件敲打、撞击支柱。

(10)工作面严禁使用失修、失效支拄,失效支柱要及时更换并撤走升井检修。

(11)工作面备用支柱支在第二排正规柱老塘侧0.2m处的顶梁上,初撑力不小于50KN,备用顶梁大头朝上,竖放在备用支柱与第二排柱之间的空档内,备用铁鞋,平放在对应的备用支柱以上;铁钩挂在备用支柱的手把体上。

(12)随时观察工作面动态,发现异常现象(巨大震顶声或大量支柱卸荷变形、顶板来压显现强烈、台阶下沉等)必须立即撤离所有人员,待顶板稳定后再进行必理。

(13)未尽事宜,严格按《煤矿安全规程》、《煤矿安全技术操作规程》及上级有关文件规定执行。

2、连网要求:

(1)采用2人一组分段连网方式,挂网要在支完正规支柱后进行。

连网时必须停止溜煤或刮板输送机运转,敲帮问顶,摘除危岩悬矸,人员在正规柱梁的掩护下操作,严禁空顶作业及骑跨刮板输送机操作。

(2)连网时上而下将网展开,然后用编制条沿走向和倾向逐步向下连网。

若两段之间距离不合适时,用上下网重叠连接。

(3)每循环连网一次,网与网连接全部对接展开平直,两网接茬处搭接不低于0.05m。

逐眼连网,连网扭结距不大于0.1m,并每隔0.5m打一死结。

接茬处要打结系紧,网片要始终在顶梁前端下垂距溜槽不小于0.3m,不大于0.5m,以防片帮伤人。

3、切顶线管理:

(1)切顶线采用密集切顶,各排正规支柱不得随意卸荷,特殊情况下必须重新升起,工作面支柱顶盖的锚爪必须卡在顶梁的槽口内,杜绝支柱与顶梁线性接触。

(2)背顶的双抗网在切顶线挡矸效果不好时,必须重新补连好双抗网,严禁出现窜矸现象。

(3)支柱初撑力不低于90KN,迎山角3°-5°(见附图)。

(4)回风顺槽、运输顺槽超前支护顶梁、工作面顶梁铰接要良好,不准随意断开,顶梁和π型钢严禁单梁单柱。

损坏、变形的支柱、顶梁不得使用,顶梁垂直于煤壁。

特殊情况下,工作面出现单托梁或梁长超过1.0m,按正规支设要求困难时,必须在单梁下支设对柱,并经常对工作面支柱二次注液。

支护要求:

1、工作面应达到动态的质量标准要求。

2、支回方式为。

“见四回一”,采用临时密集切顶。

3、本工作面底板软底厚度大于0.1m,为确保有效支护顶板,工作面支柱要全部穿Ф0.3m的铁鞋(不包括备用柱、贴帮柱、临时柱)。

4、支柱时要拉线按迎山角度3°-5°支设,刨窝铺鞋,操作时严格执行敲帮问顶制度。

支柱时,支柱工要站在支柱地点上方操作,持注液枪的手臂应在人行道一侧。

随支柱要及时拴好防倒绳。

5、支柱程序:

量好柱距→清理柱位→竖立支柱→用注液枪清洗三用阀嘴→注液。

二、正常工作时期的特殊支护形式

(一)炮道宽度、炮道临时支护方法

炮道宽度为0.7m,工作面炮道临时支护采用3m一梁二柱π型钢支护顶板,棚距1.4m,顶板裂隙发育、遇断层、破碎带等情况时,棚距缩为0.7m。

(二)支移方法

炮后,施工人员及时前移π型钢,人员在π型钢的有效保护下进行攉煤,攉完煤后,在其掩护下打齐正规支柱。

正规柱支设完毕后,自下而上逐架π型钢棚腿及时前移。

移π型钢时至少3人操作,2人托住π型钢,1人缓慢卸载降柱,在降柱的同时,将π型钢前移到位后,卸柱人员注液升柱,正常支护状态下,π型钢要至少保持一梁二柱,严禁单梁单柱。

(三)切顶线支护

工作面采用密集切顶。

回柱时,先在所回支柱段支设密集柱后,再开始回柱。

密集支柱不穿鞋。

三、回柱放顶及与其他工序平行作业的安全距离

(一)回柱措施

1、工作面支回方式执行“见四回一”,回柱前,回柱分段处,按支要求支设好两颗隔离柱,初撑力不小于50KN。

具体回柱方法为三角回柱法。

既:

自下而上、由里到外,在两颗完好支柱保护下回撤斜下方支柱。

人员站在所回支柱的末前排斜上方第二棵支柱的空档内。

分段回柱的距离不小于15m,分段点选在顶板完整处,打好至少两棵隔离点柱并挡好双抗网。

断层构造或顶板破碎处要分在同一段内进行回撤。

每一回柱组须带工具:

注液枪、镐、锤、钎、卸载手把、水平销、钩子等。

2、回柱时两人一组,带齐工具,一人卸载,一人用钩拉柱并观察顶板。

卸载手把绳长、钩把长均不得低于1.5m。

回柱人员站在所回支柱的斜上方,在完好支柱的保护下,并确保退路畅通,先在所回支柱顶梁鱼口处自下而上插入1水平销并用锤打紧,另一水平销插入所回支柱以外相邻支柱顶梁鱼口处,然后1人用绳长不低于1.5m的卸荷手把缓慢降柱,另一人用长把钩子钩住上拉柱,回柱人及拉柱人要错开一定距离,并互不影响对方退路;当支柱被拉出后,1人用锤倒掉水平销及顶梁的圆销,用钎子(长度不低于1.5m)将顶梁撬落,用钩子拉出,竖放在工作面第二排正规支柱与备用支柱之间的空挡内。

回至分段处最后两棵支柱时,必须细心问顶,打好护身柱,看好退路,并有专人负责照明监护,才能回柱。

(3)回柱时严格执行“九不回”、“三必须”的规定。

“九不回”即①规定范围内的新一排支柱没有支齐时不回柱;②悬顶超过规定未采取措施时;⑧网下采煤破网未补时;④退路不畅通时;⑤支护不完整时;⑥回柱点以上5m、以下8m有其他人员工作时;⑦对所回支柱未观察作出判断时;⑧工作面来压有冒顶预兆时。

⑨施工范围隔离支柱、走向密集、脚手板等施工安全设施没有使用时。

“三必须”即①单体液压支柱回柱必须使用带绳(绳长不小于1.5m)的卸荷手把远距离操作;②埋压支柱必须使用拔柱器、手拉葫芦或长钩拉柱(长钩长度不小于1.5m)。

③回柱前,为防止柱梁鞋、木料等滑滚伤人,在回柱前必须用两端有弯钩、长5m结实的尼龙绳,(直径不低于100mm)或钢丝绳(直径不低于60mm)拴牢柱梁鞋,另一端挂在不影响回柱的手把体上。

(4)回柱人员必须站在安全地点,在回柱时如发现顶板来压。

威胁安全,应立即停止回柱、撤人,待顶板压力稳定后,整改好工作面工程质量,方准继续施工。

(5)工作面要杜绝空载支柱,备用支柱支在第二排柱旁(老塘侧)O.2m处的顶梁上,初撑力不小于50KN,备用铁鞋悬挂在备用支柱的手把体上。

(6)分段距离不小于20m,切顶排有破网时必须及时补网完整防止窜矸。

(7)段与段之间要支设隔离支柱,具体支设法。

在切顶分段处支柱

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