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《井巷设计与施工》课程设计

 

《井巷设计与施工》

课程设计

 

姓名:

学号:

专业:

指导老师:

 

2012年12月21日

 

设计条件

某矿年设计能力为500万吨,低瓦斯矿井,采用中央分列式通风,其最大涌水量为300m3/h。

通过该矿第一水平南翼运输大巷的涌水量为260m3/h,采用ZK20--9/550架线式电机车牵引5t底卸式矿车运输。

大巷穿过的岩层为中等稳定,岩石的坚固性系数f=4~6,埋深800m,长1450m,大巷需通过的风量为38m3/s。

巷道内敷设一趟直径为200mm的压风管、一趟直径为100mm的水管及通讯、动力、信号电缆各一趟。

该巷道的施工进度要求:

240米/月。

 

 

一、巷道断面施工图设计

(一)巷道断面形状

大巷穿过的岩层为中等稳定,岩石的坚固性系数f=4~6,埋深800m。

该巷道要求服务年限长,通风阻力小。

因此选用圆弧拱形巷道断面,而为了简化设计和方便施工,选用半圆拱行巷道断面。

(二)道床参数

1、巷道钢轨型号

采用ZK20--9/550架线式电机车牵引,5t底卸式矿车运输,要求钢轨轨距为900mm,因此钢轨型号应选用30kg/m。

(根据课本P9表1-4)

2、轨枕规格

采用钢筋混凝土轨枕,轨距900mm,轨枕全长1200mm,全高145mm,上宽170mm,下宽200mm。

(根据课本P9表1-5)

3、道碴高度

由于选用钢轨型号为30kg/m,因此取道床总高度为360mm,道碴高度取200mm,道碴面致轨道面垂高取160mm。

(根据课本P10表1-6)

(三)管线布置位置

压风管和水管设置在人行道一侧,压风管在下,水管在上,压风管下部距水沟盖板高度为1.8m。

通讯和信号电缆也设置在人行道一侧,电缆悬挂在管道上方,电缆下部与水管上部距离为0.4m,且取电缆两个悬挂点间的距离为3m。

动力电缆布置在人行道另一侧,距离道碴面2.0m。

(四)巷道净断面尺寸

1、巷道净宽度

巷道直线段净宽度B由三部分组成,分别是非人行道一侧宽度a、人行道的宽度c、运输设备的最大宽度A和两列对开列车最突出部分之间的距离t。

由于巷道内需安设电机车,因此非人行道侧的宽度a可取0.6m。

《煤矿安全规程》规定,从巷道道碴面1.6m的高度内,人行道的宽度c不小于0.8m,因此可取巷道人行道宽度c为0.8m。

根据课本P4表1-1可知,电机车的最大宽度A为1.6m。

《煤矿安全规程》规定,两列对开列车最突出部分之间的距离t不小于0.2m,此外,在采区装载点t不小于0.7m,在矿车摘挂钩地点t不小于1.0m。

根据公式B=a+2A+c+t,计算得巷道直线段净宽度为4.8m。

考虑到矿车在弯道上运行时,由于车体中心线和线路中心线不相吻合,会发生车辆外角外伸和内侧车帮内移现象。

所以计算出直线段净宽度后,还需将上述安全间隙适当加大。

根据井下实测和理论计算,内侧和外侧均加宽0.2m。

与曲线段两端相连的直线段也需加宽,由于采用电机车运输,因此取4m。

双轨曲线段巷道两条轨道中心线间距,比直线段两条轨道中心线间距加宽0.3m,即0.5m。

同时,两轨道中心线间距加宽起点从两端直线段开始,其长度取5m。

2、巷道净高度

拱形巷道的净高度H系指自道碴面至拱顶内沿或锚杆露出长度的垂直高度,即H=h0+h3-hb。

式中:

h0:

拱形巷道拱高

h3:

拱形巷道的墙高

hb:

巷道内道碴高度

由于采用半圆拱巷道断面,因此拱高h0为巷道净宽度的一半,即2.4m。

根据课本P10表1-6,取道碴高度hb0.2m,道床总高度hc取0.36m,道碴面至轨道面垂高ha为0.16m。

拱形巷道的墙高h3的确定:

(根据课文P6表1-2)

(1)按架线电机车导电弓子要求计算:

h3≥h4+hc-[(R-n)2-(K+b1)2]½

h4:

从轨面起电机车架线高度,取2.0m;

hc:

道床总高度,为360mm;

R:

拱形巷道半径,为2.4m;

n:

电机车导电弓子顶端两切线的交点处与巷道拱壁间最小安全间隙,取300mm;

K:

导电弓宽度的一半,取K=360mm;

b1:

轨道中心线与巷道中心线间距,为½(t+A),即0.9m;

计算得拱形巷道的墙高h3≥0.68m。

(2)按管道的装设高度要求计算(双轨电机车):

h3≥h5+h7+hb-[R2-(A/2+m1+D/2+b1)2]½

h5:

从道碴面起至管道悬吊高度,为200mm;

h7:

管道悬吊件总高,取900m;

m1:

电机车距管道间安全间距,取300mm;

D:

管道接头处最大直径200mm;

计算得拱形巷道的墙高h3≥1.94m

拱形巷道的墙高由上述计算方法中最大值决定,即1.94m,取h3=2.0m。

3、巷道净断面积

半圆拱巷道净断面积S=B(0.39B+h3-hb),经计算得净断面积为17.7m2。

(五)巷道的风速验算

根据《煤巷安全规程》,查课本P8表1-3可知,电机车巷道允许风速为,最高8m/s,最低1m/s。

但是,为使矿井增产留有余地和经济风速的要求,一般不选用表1-3中所列的最高风速。

同时,《煤炭工业设计规程》规定,矿井主要进风巷的风速一般不应大于6m/s。

风速计算公式:

v=Q/S

Q:

根据设计要求通过该巷道的风量,为38m3/s;

S:

巷道的净断面积,为16.0m2;

计算得风速为2.375m/s,符合安全规程规定。

(六)支护参数

岩石平巷服务年限较长,因此可采用锚喷支护,它具有施工速度快、机械化程度高和成本低等优点。

根据围岩松动圈理论,松动圈为400mm~1000mm的为较稳定围岩,松动圈为1000mm~1500mm的为一般稳定围岩。

因围岩稳定系数f为4~6,因此可取围岩松动圈厚度为1000mm。

锚杆长度可按组合拱理论计算,公式如下:

式中l——锚杆的有效长度,m;

b——组合共厚度,即1000mm;

α——锚杆在松散体中的控制角,取45°;

a——锚杆的间排距,取a=800mm,

计算得,锚杆有效长度为1.8m。

本巷道采用锚喷支护,巷道净宽B为4.8m,穿过中等稳定围岩,服务年限长,因此,选用锚固可靠、锚固力大的螺纹钢树脂锚杆,每根锚杆安装2个药卷,锚杆长2000mm,杆体为Φ18mm螺纹钢,取混凝土喷射厚度T1为100mm,锚杆锚深l为1800mm,矩形布置,锚杆间排距均为800mm,加托板固定,锚杆外露岩面长度T2为100mm,锚喷厚度T为100mm。

(七)水沟参数

水沟布置在人行道一侧,并加设盖板。

水沟盖板顶面与道碴面平齐,水沟底板掘进标高比巷道壁基础标高高出70mm。

水沟纵向坡度与巷道坡度相同,即4‰其中巷道横向水沟一侧坡度为2‰,并在水沟侧面壁上每隔一定距离开设Φ50mm泄水孔。

水沟断面为矩形断面,采用现浇混凝土进行支护。

岩石平巷最大涌水量为300m3/h,根据课本P11表1-7可知,水沟净尺寸如下:

宽500mm,深450mm,净断面面积为0.225m2,掘进断面面积为0.272m2。

每米材料消耗量如下:

盖板钢筋为2.036kg/m,盖板混凝土0.0323m3/m,水沟混凝土为0.152m3/m。

(八)巷道掘进断面尺寸

根据课本P12表1-8常用拱形巷道断面计算公式(锚喷支护)。

巷道设计掘进高H1=H+hb+T=1.6+0.2+T=1.9m;

巷道计算掘进高H2=H1+δ,δ为计算掘进断面允许加宽值,取75mm,所以巷道计算掘进高H2=1.975m;

巷道设计掘进宽度B1=B+2T=4.8+0.2=5.0m;

巷道计算掘进宽度B2=B1+2δ=5.0+0.15=5.15m;

巷道设计掘进断面积S1=B1(0.39B1+h3)=19.75m2;

巷道计算掘进断面积S2=B2(0.39B2+h3)=20.65m2;

(九)巷道断面特征表

围岩类别

断面/m2

设计掘进尺寸/mm

喷射

厚度T

/mm

锚杆

净周长/m

设计

掘进

宽B1

高H1

形式

外露长度T2

/mm

排列方式

间排距/mm

锚深/mm

直径/mm

17.7

19.75

5.0

1.9

100

螺纹钢

树脂锚杆

100

矩形

800

1700

18

15.94

(十)每米巷道工程量及材料消耗量

(1)拱和墙掘进体积V1=S1×1=20.65m3;

(2)墙脚掘进体积V2=0.2(T+δ)×l=0.2×(0.1+0.075)=0.04m3;

(3)巷道喷射材料消耗量V0=[1.57(B2-T1)T1+2h3·T1]×l=1.20m3;

(4)墙脚喷射材料消耗V0’=0.2T1=0.02m3;

(5)每米喷射材料消耗V3=V0+V0’=1.22m3;

(6)锚杆数量N=(P1-0.5M)/M2,其中P1为计算锚杆消耗周长,P1公式为P1=1.57B2+2h3=12.09m,计算得N=18.27根;

(7)钢筋重量N*[l*π(d/2)2*ρ]=65.70kg

式中l——锚杆长度,l=1.8m

d——锚杆直径,d=18mm

ρ——锚杆材料密度,ρ=7850kg/m3

(8)树脂药卷消耗量N´=2*N=36.54支;

(9)粉刷面积Sn=1.57(B2-2T)+2h2=13.8m2;

围岩

类型

计算掘进

工程量/m3

锚杆

数量

/根

托板数量

/个

材料消耗/mm

粉刷面积

/㎡

巷道

墙脚

喷射材料/m3

锚杆

钢筋/kg

树脂药卷/支

20.65

0.04

18.27

18.27

1.22

65.70

36.54

13.8

二、巷道施工技术措施

(一)钻眼爆破工作

1、选择钻眼机具

采用平巷掘进凿岩法,为达到月进度240m,可采用气腿式凿岩机,钻眼时可在同一工作面布置多台气腿式凿岩机同时钻眼,钻眼与装岩平行作业,机动性强,辅助工时短,便于组织快速施工。

根据课本《井巷设计与施工技术》P298可选用型号为YT-26的气腿式凿岩机,其主要性能如下:

项目

单位

YT-26气腿式凿岩机

阀型

——

控制阀

机重

kg

26

气缸直径

mm

75

活塞行程

mm

70

冲击功

J

>70

扭矩

N/m

>15

冲击频率

次/min

2050

耗风量

m³/min

<3.5

长度

mm

690

凿岩速度

mm/min

290~410

气腿长度

mm

1700

气腿质量

kg

15

整机质量

kg

41.1

对于平巷掘进凿岩,可以选用一字型钎头,它具有冲击力集中、凿入深度大、凿速较高、制造和修磨工艺简单等优点。

此外,它价格便宜,配套的锥形钎、凿岩机便宜,便于携带。

可采用型号为直径为38mm的E(YK20)一字型钎头。

凿岩机台数可根据巷道宽度来确定,每0.7m宽配备一台。

巷道计算掘进宽度为5.15m,所以可配备7台气腿式凿岩机同时作业。

2、爆破器材

2.1炸药的选择

选用2号抗水岩石铵梯炸药,配合使用8号Ⅴ段毫秒电雷管。

组分和性能

单位

2号抗水岩石铵梯炸药

硝酸铵

%

85±1.5

梯恩梯

%

11±0.5

木粉

%

3.2±0.5

沥青

%

0.4±0.1

石蜡

%

0.4±0.1

WN2O

%

≤0.3

密度

g/cm3

0.95~1.10

猛度

mm

≥12

做功能力

mL

≥298

殉爆距离

cm

≥5

爆速

m/s

≥3200

2.2药卷规格

项目

单位

数值

长度

cm

17

直径

mm

32

重量

kg

0.15

2.3放炮器

选用型号为MFB-80A的电容式发爆器,其技术特征表如下:

项目

单位

发爆器

引发能力

80

峰值电压

V

950

主电容量

μF

40*2

输出冲能

A2·ms

27

供电时间

ms

4-6

最大外阻

Ω

260

3、编制巷道掘进爆破图表

3.1炮眼深度的确定

由于使用钻速较高的气腿式凿岩机,采用锚喷法支护,在同一时间内可以完成更多的工作,钻速眼深的关系曲线在2m变化范围内变化不大,因此采用中深孔爆破更为合适。

以月进尺任务和凿岩、装岩设备的能力确定每一循环的炮眼深度,即:

式中:

l——炮眼深度,m;

L——计划月进度,L=240m;

N——每月实际用于掘进的天数,N=30天;

k——正规循环率,取k=0.9;

n——每日完成掘进循环数,取n=3;

η——炮眼利用率,取η=0.85;

l=240÷(30×0.9×3×0.95)=3.5m

3.2炮眼数目和总炸药量

3.2.1炸药消耗量

单位炸药消耗量可根据课本P20中表1-11确定,岩石普氏系数为4-6,设计掘进断面积为19.75,由此查得,单位炸药消耗量为1.35kg/m3.

3.2.2炮眼数目

炮眼数目可用下式进行估算:

式中N——炮眼数目;

q——单位炸药消耗量,q=1.35kg/m3;

S——巷道掘进断面积,S=19.75m2;

m——每个药卷的长度,取m=17cm=0.17m;

η——炮眼利用率,η=0.85;

a——装药满度系数,取a=0.6;

P——每个药卷的重量,P=0.15kg;

N=1.35×19.75×0.17×0.85÷(0.6×0.15)=47.84,取N=58个。

3.2.3总装药量

总装药量为单位炸药消耗量与凿岩体积的乘积,即:

Q=S·l·q=19.75×3.5×1.35=93.32kg

3.3掏槽方式和工作面炮眼布置

若采用斜眼掏槽,则炮孔方向不易掌握,眼深受巷道宽度限制,不便于多台凿岩机同时作业,因此,采用直眼掏槽较为合理。

其炮眼深度不受巷道断面大小限制,适合于中深孔爆破,爆破的岩石块度均匀,岩石抛离不远。

本次设计采用菱形掏槽。

掏槽眼应尽量布置在软弱岩石中,严格保持炮眼平行、间距相等。

钻孔时钻等直径炮孔,间距为炮眼直径的4倍,岩石越坚硬,间距越小。

岩石越坚硬或炮眼越深,空眼数目应适当增加,反之亦然。

为了改善炮眼抛掷能力,掏槽眼可采用反向连续装药结构,装药长度占炮眼长度的75%。

辅助眼间距和最小抵抗线约为700mm,炮眼方向垂直于工作面,装药满度系数为0.6。

底眼爆破较为困难,有积水时容易造成盲炮,要求爆破后便于铺设临时轨道,并应将水沟同时爆出。

底眼间距控制在700mm左右,底眼眼口比巷道底板高出150mm,眼底应低于底板150mm,抛碴爆破时需将炮眼深度加深200mm左右。

底眼装药系数为0.6。

在辅助眼爆破后需进行光面爆破,以保证巷道成型规整,减少掘进超挖量,从而使围岩受爆破震动小,增加围岩自身承载能力,有利于锚喷支护,较少出现危石,有利于安全作业。

光面爆破应达到三条标准:

岩石上留下具有眼痕的周边眼数不小于其总数的50%;超挖尺寸不大于150mm,欠挖不得超过质量标准规定;岩石上不应有明显的炮震裂隙。

布置周边眼时需合理选择最小抵抗线和间距,两者之间存在着以下关系:

m——炮眼密集系数;

E——周边眼间距,取550mm,在巷道交岔点或曲线部分可适当减小;

W——最小抵抗线;

由于选用的是2号岩石硝铵炸药,硬度系数为4~6的岩石中每米炮眼装药量为200~300g/m,药卷采用直径为25mm的细药卷,采用不耦合装药法。

对于辅助眼和掏槽眼采用反向连续装药,对于周边眼和底眼采用空气间隔装药。

联线方式为串联,雷管要求是同种类、同工厂、同期出厂,并要求康铜桥丝雷管,其电阻差不能大于0.3Ω,镍鉻桥丝雷管不得大于0.5Ω。

3.4装填结构和爆破网络

3.4.1装填结构

对于掏槽眼、辅助眼和底眼采用反向连续装药,结构图如下:

对于周边眼,采用空气间隔分节装药,其结构图如下:

3.4.2爆破网络

在每个孔的孔底布置雷管,连线方式则采用串联,即在每一圈炮孔外接一个延期雷管,总共V段;第I段起爆中心眼,第Ⅱ段起爆掏槽眼,第Ⅲ段起爆一圈辅助眼,第Ⅳ段起爆二圈辅助眼和底眼,第V段起爆周边眼。

3.5编制爆破图表

3.5.1爆破原始条件:

序号

名称

单位

数量

1

掘进断面

19.75

2

岩石普氏系数

4~6

3

工作面瓦斯情况

%

无瓦斯

4

工作面涌水情况

m³/h

300

5

炸药和雷管的类型

2号岩石炸药

毫秒延期雷管

3.5.2炮眼排列及装药量:

眼号

炮眼

名称

眼数

眼深

m

每个炮眼装药量

合计

装药结构

起爆顺序

联线方式

药卷

长度

m

装填率/%

卷数个

重量

kg

1

中心眼

1

3.7

4

0.66

4

0.6

反向连续装药

串联

2-5

掏槽眼

4

3.7

15

2.63

75

60

9.00

反向连续装药

串联

6-16

辅助眼

11

3.5

12

2.10

60

132

19.8

反向连续装药

串联

17-30

二圈眼

14

3.5

12

2.10

60

168

25.2

反向连续装药

串联

31-39

底眼

9

3.5

12

2.10

60

108

16.2

反向连续装药

串联

40-58

周边眼

19

3.5

6

2.10

60

114

17.1

空气间隔装药

串联

合计

58

205.2

586

87.9

3.5.3预计爆破效果及炮眼布置图如下:

名称

单位

数量

炮眼利用率

%

85

每循环工作面进尺

m

2.975

每循环实体岩石

58.76

炸药消耗量

kg/m³

1.50

每米巷道炸药消耗量

kg/m

29.55

每循环炮眼总长度

m/循环

172.72

每立方米岩石雷管消耗量

个/m³

0.99

每米巷道雷管消耗量

个/m

22.86

3.6钻眼爆破工作组织

1.钻眼工作必须严格按照爆破图表所要求的眼位、方向、深度和角度进行,并组织好凿岩机的分区、分工作业,以保证钻眼质量和提高钻眼速度。

2.凿岩台车钻孔:

合理的安排辅助凿岩台车钻孔的设备,做到衔接紧凑,提高凿岩台车利用率,以提高巷道掘进速度。

3.掘进工作面同时使用风、水的设备较多,并且装卸、移动频繁。

为了提高钻眼工作的效率和使各种工序互不影响,必须配备专用的供风、供水设备,并且予以恰当的布置。

4.爆破结束后要通风15~20min,待烟尘被除去后,首先由检查人员进入爆破作业面进行检查,确认所有炮眼都已引爆,如发现瞎炮,要严格按照《煤矿安全规程》进行处理。

脚线未坏时可以重新联线放炮,或在距炮眼至少0.3m处另打与瞎炮平行的炮眼重新装药放炮。

严禁用镐刨,抑或从炮眼中取出原放置的引药或从引药中拉出雷管。

上述检查工作完成后,即可开始装岩、转运和支护作业。

(二)巷道掘进的通风工作

1、确定通风方式

压入式通风,具有冲散和排除工作面炮烟及沼气速度快,并且可以采用软而轻质的风筒等优点。

而抽出式通风与压入式比较,其优缺点正好想反,并且一般轻型轴流式通风机不能通过有沼气地气体。

因此,采用压入式通风方式较为合理。

但是采用压入式通风时,工作面后部空气污染较严重,因此较长的独头巷道不宜采用,而应该采用抽出式或者混合式。

2、局散和风筒的选择

2.1局扇的选择

局扇的选择要根据实际通风距离和掘进工作面所需有效风量来确定。

在实际生产中,通常不进行局扇的选择计算,而是根据经验选取局部扇风机。

由课本《矿井通风与空气调节》P162表8-10得到掘进工作面局部扇风机与风筒配套使用的经验数据:

通风距离

/m

有效风量

/m³·min-1

选用风筒

/mm

选用局部通风机

BKJ型

JBT型

功率/kW

台数

<200

60~70

385

BKJ60-No4

JBT-4141

2

1

300

60~70

385

BKJ60-No4

JBT-42

4

1

<300

120

460~485

BKJ60-No5

JBT-51

5.5

1

300~500

60~70

460~485

BKJ60-No5

JBT-51

5.5

1

120

460~485

BKJ60-No5

JBT-52

11

1

120

600

BKJ60-No5

JBT-51

5.5

1

500~1000

60~70

460~485

BKJ60-No5

JBT-51

11

1

60~70

600

BKJ60-No5

JBT-52

5.5

1

120

600

BKJ60-No5

JBT-51

11

1

>1000

60~70

600

BKJ60-No5

JBT-52

11

1

1500

250

800

BKJ60-No5

28

1

2000

500

1000

BKJ60-No5

28

1

2.2风筒的选择

对于抽出式通风,需采用刚性风筒,或带刚性的柔性风筒。

而对于压入式通风,则可采用柔性风筒,或者是带刚性的柔性风筒,它轻便、可伸缩、折装运搬方便。

各类风筒规格数据如下:

本次设计,给压风机配套选用胶布风筒(含胶30%),抽风机配套选用带有刚性骨架的可伸缩性风筒。

这种风筒是在柔性风筒内每隔一段距离,加钢丝圈或螺旋形钢丝圈。

通风距离在200m以内选用直径为400mm的风筒;通风距离为200~600的选用直径500mm的风筒;通风距离在500~1000m选用直径600~800mm的风筒;通风距离在1000m以上选用直径为800~1000mm的风筒。

3、通风设备的布置

3.1压入式通风

布置要求:

局部通风机安装在进风巷道中,距回风口不小于10m,并安装在专用台架上,离轨面高度不小于0.3m,必须明确专人管理局部通风机,保证其正常运转。

要使用低噪音局部通风机或加装消音器;大断面长距离掘进巷道通风要装备对旋式式局部通风机;要采用阻燃、抗静电风筒,其出风口至掘进工作的距离,煤与煤岩巷道应小于5m;岩巷应小于10m。

适用条件:

无瓦斯岩巷的掘进通风方式可采用压入式也可以采用混合式;煤巷、煤岩巷及有瓦斯涌出巷道的掘进通风方式都应采用压入式。

3.2抽出式通风

布置要求:

局部通风机应安装在回风巷道中,距回风口的距离不小于10m,应使用刚性风筒,吸风口至掘进工作面的距离距煤岩巷道应不小于5m,巷道应不小于10m。

适用条件:

不能用于有瓦斯的岩巷掘进;煤巷掘进时尽量采用双巷掘进。

3.3混合式通风

布置要求:

压入式局部通风与抽出式局部通风的风筒的及入口的距离必须大于10m。

适用条件:

无瓦斯的岩巷掘进;瓦斯涌出量较大区域或煤与瓦斯(二氧化碳)突出煤层,掘进通风方式均不得采用混合式。

4、通风管理工作

独头长距离通风的关键是最大限度地保持风筒平、直、稳,减少漏风和降低阻力,并保证风机的正常运转。

一般应做到以下几点:

(1)阻止和减少漏风。

方法

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