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走向长

(m)

可采长

倾斜长

斜面积

(㎡)

煤厚

容重

(t/m3)

工业储量

(Kt)

采高

回收率

(%)

可采储量

285

255

60

15300

1.7

1.35

35.113

93

32.655

第三节煤层顶底板

改面煤层赋存较稳定,无较大变化。

5#煤层直接顶板为深灰至灰色砂质泥岩及泥岩(俗称五尺渣),含较多的云母和植物化石碎片,局部夹细沙岩薄层,具水平及缓波状层理,裂隙不发育,但易破碎,厚度0.25~5.96m分布普通。

间接顶板为灰色~粗粒砂岩(K4),厚0~16.48m。

直接底板为灰1浅灰色石英砂岩,以石英、岩屑、炭屑为主,含有少量的长石,常见较多的自生菱铁矿颗粒,厚度0.05~4.53m,坚硬致密,矿井开采时无底鼓现象。

煤层顶底板情况

名称

岩石名称

厚度

岩性特征

基本项

泥岩、砂质泥岩

1—3

稳定

直接底

石英砂岩

0.5—4.5

基本底

细砂岩、石英砂岩

3—12

第四节地质构造

该工作面地质构造较为简单,大致为西高东底,北部和南部偏低,工作面中部较高的不规则构造,煤层倾度2—5°

,工作面在巷道掘进时局部出现断裂构造,局部裂隙发育,对回采过程的顶板支护有一定影响,回采过程中应将其支护。

第五节水文地质

根据已掘巷道顶板淋水情况和G92、G40钻孔资料分析,整个工作面无大的含水层,但局部顶板有富水层,掘进过程中出现过漏水现象,随着突水点暴露时间延长,处水量逐渐减少底板低凹处有积水,对开采不会造成太大威胁。

工作面正常涌水量约为2.5m³

/h,若生产正常时可从煤中带走一部分,最大涌水量班排1小时就能排完。

第六节服务年限

西3回采工作面顺槽平均长度为160m,工作面平均宽度为72m,平均采高1.7m,5#煤容重1.35T/m³

,回采率为93%。

由以下条件可得:

工作面服务年限:

预计可采期:

5个月(每月回采按25天,每天按3个循环计算)

按2m/d、50m/月计算

即为d=160÷

25=2.1(月)

第二章采煤方法

第一节巷道布置

一、巷道布置简述

西3工作面沿煤层走向布置,顺槽长度为160m,切眼长度为72m,巷道布置详见巷道布置剖面图。

二、巷道规格表

巷道名称

巷道长度

巷道宽度

巷道高度

支护方式

切眼

72m

3.0M

2.0M

π梁单液压支柱

西3进风顺槽

170m

2.6M

2.2M

锚网索支护

西3回风顺槽

132m

巷道设备布置图附后

第二节采煤工艺

交接班—安全检查—打眼—装药—放炮—打贴帮柱(临时支护)—出煤—整顶、砍壁—顶溜—移梁—永久支护—回柱放顶

采煤高度平均1.7m、循环进度1.3m,落煤采用放炮落煤、装煤大部分爆破自装,另有少量落煤人工攉煤,运煤由工作面SGB630/40T刮板到顺槽SGB630/40T刮板再转入到顺槽皮带运输,一直在转到大巷皮带运输到井底煤仓。

由主井3吨双箕斗提到地面运至煤场。

顶板控制是用DW—2500、100;

DW—2200、100型单体液压支柱配合DFB-120/2600;

DFB-120/3000π型顶梁支护顶板,采用双排梁,两梁五柱交叉迈步法控制顶板,从工作面煤壁到塌山为点柱——对柱——密柱,三排控顶,见四回一,工作面最大控顶距3.9m,最小控顶距2.6m,全部垮落法管理顶板。

一、炮眼布置设计:

根据5﹟煤层顶、底板岩性及5﹟煤硬度。

选用以下方式进行爆炮作业。

1、爆破器材:

工作面采用MQS-50/1.7型风动钻机打眼,1500㎜钻杆,Φ34㎜的钻头打眼,使用MFB-50型发爆器,II级煤钻许用炸药,煤矿许用瞬发电雷管爆破。

2、炮眼直径:

为了便于装药提高爆破效果,炮眼直径确定为34—36毫米;

3、炮眼长度:

打眼选用1.5米的钻杆,考虑到循环进度和炮眼角度、确定炮眼深度为1.5米,具体详见炮眼布置图;

项目

单位

数量

说明

风煤钻

2

MQS-50/1.7

发爆器

1

MFB-50

炮眼

循环个数

个/班

详见炮眼布置图

炮眼深度

m

1.2

顶眼

65

底眼

99

水平角

80

炸药

㎏/眼

0.2

平均采高1.7米

容重1.35T/m³

回收率93%

0.4

循环总量

㎏/班

52.6

雷管

顶65、底99

班需雷管合计

发/班

164

炮泥

每孔允填长度

0.6以上

4、炮眼布置双排三花眼,顶眼间距0.9米、水平钻进、顶眼距顶板0.3m;

底眼间距0.6m,距底板0.6m,俯角18°

详见炮眼布置图;

5、装药和封口:

工作面采用正向装药,为了防止煤尘应坚持使用水泡泥。

封口时要用黄土捣实。

封泥长度不小于炮眼深度二分之一。

6、爆破要求,爆破工要求按回采工艺顺序进行,从机尾至机头﹙机头——机尾﹚进行放炮,先放底炮再放顶炮,同时放炮的最大装药量不得超过8㎏、即按均匀地破碎煤体、又不破坏顶板的完整性、也不许崩翻溜则和崩倒支柱,严禁一次打眼,装药。

严禁同一工作面同时使用两台发爆器。

爆破说明书

﹙米﹚

数﹙个﹚

装药量

倾角

起爆

顺序

封泥

联线方式

卷/

小计

﹙卷﹚

水平

垂直

1-99

198

85°

90°

I

0.8m

分组

串联

依次

100-164

72°

II

合计

263

二、作业工艺流程及安全技术措施:

1、安全检查:

在交接班时要将本工作面的情况了解清楚,对瓦斯、顶板支护、机电设备运行等进行全面检查。

2、打眼、装药、爆炮

A、打眼:

⑴打眼工在打眼前必须检查煤电钻是否完好,电缆是否“三无”,是否悬挂,如有漏电失爆现象,要及时处理。

严禁带病运行,杜绝失爆使用。

⑵打眼前必须先检查打眼地点的安全情况是否良好,敲帮问顶,处理片帮伞檐、顶帮活矸,进行临时支护,支护有缺失、歪扭的要重新整理加固。

工作面维护好后,方可启动电钻进行打眼工作。

⑶打眼可用镐点定位法,眼距、眼深、眼位及角度必须不折不扣地符合本规程的规定。

⑷打眼过程中用力要均匀,要经常来回串动钎子进行排粉,以免发生卡钎事故和将煤粉留入眼内,引起煤尘爆炸。

⑸打眼工必须由有一定技术素质和多年采掘工龄的工人担任。

⑹打眼前必须先检查工作面所属范围内的瓦斯浓度。

瓦斯浓度必须在规定允许浓度以下方可进行工作。

装药后,必须把雷管脚线悬空,严禁电雷管脚线、放炮母线同运输设备、电气设备以及采掘机械等道题相接触。

C、封口:

⑴炮眼用黄土炮泥封口,封泥长度不得小于炮眼长度的1/2,最少不得小于0.6m.

⑵黄土炮泥应接密捣实,严禁用煤粉、块状材料或其它可燃性材料做炮眼封泥。

严禁联线起爆无封泥、封泥不足或不实的炮眼。

⑶为了达到降低煤尘,减少有害气体的目的,放炮必须使用水泡泥。

D、联线:

⑴联线时首先将雷管脚线的接头刮净、纽结牢固,接头悬空,不得同任何物体相接触。

⑵放炮母线平时两头要纽结短路,放炮母线和雷管脚线必须相互扭接并悬挂,不得同任何导电体相接触,一次放炮后及时收回。

联线前一定要检查母线是否有电,如若有电,一定要查明原因,彻底排除杂散电流的干扰,然后才能与脚线相联;

联线前,远离工作面一头的母线必须扭接短路,以防杂散电流流经母线而形成通路,联线时,物管人员应撤离工作面,以保证安全。

⑶装药、联线应做到定人、定眼、包装、包联,并设专人检查。

E、放炮:

⑴井下放炮工作必须由经过专门培训,持有爆破工操作资格证、有两年以上采掘工龄的固定工担任。

⑵井下放炮作业,爆破员、班组长、瓦斯检查员都必须在现场执行“一炮三检”和“三人连锁放炮”制度

⑶放炮必须使用发爆器,要是必须由爆破员随身携带,放炮后将钥匙拔出,摘掉母线并扭结成短路,严禁一个采煤工作面使用2台发爆器同时进行放炮。

⑷放炮前必须在进入放炮地点的通路上设置警戒,并清点人数,正确无误后方可放炮,放炮时先发出放炮信号,再等上五分钟,放炮员必须在有掩护的安全地点放炮,回采工作面放炮地点距放炮地点不得小于30m。

⑸放炮5—15分钟后,待炮烟排放完毕,班组长、爆破员、瓦斯检查员及支护工开始沿路检查巡视放炮地点的通风、瓦斯、煤尘、顶板、支护、瞎炮、残炮等情况,一切处理完毕后,确认工作面已没有不安全隐患,其它人员方可进入工作面工作。

⑹发现瞎炮应及时处理,如联线不良或联线错联所造成,可重新联线起爆,否则应在距瞎炮0.3m处钻一与瞎炮眼平行的炮眼,重新装药放炮,严禁手拉或镐刨瞎炮。

⑺放炮地点附近20米内,风流中沼气浓度达到1%,或放炮地点发现温度骤高骤低,有显著瓦斯涌出,媒体松散,透老空等异状时,不得装药放炮。

F、炸药和雷管:

⑴炸药和雷管要专人分运,量用领取,分箱加锁,剩余者当班交回炸药库。

⑵电雷管必须由放炮员亲自运送,炸药可由爆破员监护下并熟悉运送爆破材料有关规定的工人运送。

⑶从成束的电雷管中抽取单个电雷管时,不得手拉脚线硬拽管体,也不得手拉管体硬拽脚线,应将成束的电雷管顺好,拉住前端脚线将电雷管抽出,抽出单个电雷管后,必须将其脚线末端纽结短路。

⑷每次放炮前,都必须把炸药箱放到警界线以外的安全地点。

为防止放炮时崩到支柱,崩翻工作面输送机,可采取如下措施:

a、留0.3m以上的通道。

b、炮眼眼底的爆破最小抵抗线位于两柱中间,使柱子受到的冲击力最小。

c、使底眼眼底的最小抵抗线位于输送机上部水平以上。

d、顶底眼可分次装药,分次放炮。

2、临时支护:

放炮落煤的同时,开动溜子,运出爆破崩到溜子上的煤炭,使其不被压死。

放炮完毕5—15分钟,待炮烟排尽,先由瓦检员、爆破员、安全员、支护工一同沿路进入工作面进行检查处理,在确认瓦斯不超限、炮眼无瞎炮、不留伞檐、不存在片帮、顶板无隐患、支护均齐全等安全条件下,方可进行正常作业,否则要打贴帮柱和带帽点柱进行临时支护。

3、攉煤:

挂梁、临时支护完毕以后,经工作面负责人检查安全稳定后,洒水工对放炮范围内的浮煤进行洒水、降尘,这时攉煤工方可进入工作面进行攉煤工作,每个攉煤工攉煤时,首先必须对自己的工作地段进行敲邦问顶,必要时打上护身柱,滞后放炮地点20m,逐段分工,依次进行攉煤工作,严禁攉煤工站溜进行攉煤工作。

安全技术措施:

⑴攉煤工攉煤前必须先处理工作地段的支护,煤壁,顶板等不安全隐患,严格执行敲邦问顶制度。

⑵攉煤工必须在支架保护下工作,严禁空顶作业,只有顶梁、护身柱齐全,销子牢固可靠,攉煤工方可进行作业。

⑶攉煤时遇有瞎炮,丢炮时,必须及时通知爆破员进行处理,严禁自己手拉,锹挖。

⑷攉煤时要锹到那里,眼到那里,不但要注意自己的安全,还要注意别人的安全。

⑸严禁站溜进行攉煤工作,严禁工人站溜行走,大块煤炭一定要捣碎方准运出。

4、整顶、砍壁:

放炮完毕以后,经工作面负责人和放炮员检查安全后,整顶、砍壁工进入工作面工作,整顶、砍壁必须保证顶板平整、稳定。

⑴整顶、砍壁必须首先进行敲邦问顶,有不安全隐患,须先处理后再工作。

⑵整顶、砍壁工必须站在有支架掩护的安全地点进行;

必要时可先打临时支柱或护身柱。

⑶严禁站溜进行整顶、砍壁工作。

5、移溜:

攉煤工攉完一段煤后,移溜工紧接着进行移溜工作,移溜时要按下列规定进行:

⑴移溜滞后攉煤20m进行。

⑵移溜要配备三台牢固可靠的顶溜器同时交替进行。

停下溜则,先移溜尾,将溜尾固定牢固,然后开动溜则,顺序向下推移,经常保证最小弯曲段不小于15M,弯曲度不超过3°

⑶移溜工需站在顶溜器的上方进行,顶溜器要顶在新支的密集柱上的戗柱上,集中精力看准方向,使其移后保证平、稳、直,并距煤壁溜0.1—0.15m的炮道。

A、开溜

⑴工作面及顺槽内的溜子在开启时必须有信号系统,无信号或信号不清楚绝对不得擅自开动,过负荷或声音异常时不得开溜,杜绝溜子带病运行。

溜则运行时,任何人不得坐在机头对面,以防大块煤损伤人员。

开溜应先点动后开,使站在溜子上的人员有所准备。

⑵开溜应由专人进行,不得兼职或代职。

⑶应做到先开溜后放炮。

B、移溜:

⑴溜则要绝对保证平、稳、直,做到浮煤干净,底板找平,正常进行。

⑵移溜前应首先检查支护及顶底板情况,特别是机头机尾的支护是否齐全完整,如不符合规定,应先处理后移溜。

⑶移溜应按顺序推移,配备至少三台顶溜器同时进行,弯曲段不小于15M,弯曲度不大于3°

,杜绝使用开溜配合支柱进行移溜工作,以防支柱伤人。

6、移梁、支护

⑴首先必须进行敲邦问顶,平整顶板,在确认工作面顶板稳定后才可进行工作。

⑵必须站在有支架保护的安全地点进行,必要时要打临时支柱。

⑶工作面顶板压力大时,靠塌山要打戗柱。

三、循环组织:

1、循环组织形式:

⑴、循环方式:

日进二循环,循环进度1米。

⑵、作业形式:

二班生产,一班检修,跟班放顶。

⑶、劳动组织:

综合作业﹙见表﹚。

2、正规循环作业图表﹙附后﹚。

3、正规循环作业:

根据回采工作面的生产过程配备的工种及定员,在规定时间内按质、按量,安全地完成作业规程中循环图表所规定的落煤、装煤、运煤、支护采空区、处理全部工序和工作量,并周而复始完成规定循环次数的作业方式,就是正规循环作业。

正规循环作业必须符合规程规定的循环时间、循环进度、工程质量、定员定编四项基本要求,只有完成了回柱放顶工序,才能认为一个循环为终止。

积极推行正规循环作业,加快循环周期,提高月循环率,是加强回采工作面技术管理的一项重要内容,是预防冒顶的重要措施。

第三章顶板管理及支护

第一节顶板压力和支护强度验算

1、顶板压力计算:

根据工作面采高8倍的顶板压力验算

顶板最大压力:

Pmax=8MT=8×

1.7×

2.4=32.64T/㎡

式中M—为采高1.7m

T—顶板平均容重2.4T/m³

32.64T/㎡×

9.8KN=319.872KN/㎡

2、支护密度计算:

⑴工作面单体液压支柱设计用量:

82×

3.25×

319.872÷

90=789.02≈948根

式中:

82:

工作面长度,m

3.25:

工作面平均控顶距,m

319.872:

单位面积顶板岩石重量,KN/㎡

90:

每根支柱初撑力,KN

⑵两端头支护单体液压支柱设计用量:

2=48根

8:

端头支护四对八梁个数,根

3:

一梁三柱个数,根

2:

工作面两端头,个

⑶两顺槽超前支护单体液压支柱设计用量:

2=96根

超前支护所用π型梁数,根

每条顺槽支设排数,排

顺槽条数,条

⑷工作面单体液压支柱设计用量:

(948+48+96)*1.1=1027.4≈1202根

式中1.1:

支柱备用系数

⑸支柱密度及柱间距计算:

82*2.6*319.872÷

90=682.39≈758根

82÷

108=0.75

式中7:

采用两梁五柱支护方式,每排中间加两根切顶密柱,根所以定为支柱间距为0.75m

⑹支柱强度验算:

我矿选用的DW-220/100型单体液压支柱的额定工作阻力为220KN/根,则单位面积支柱的承载力为220*【7÷

(0.75*2.6)】=789.74KN/㎡789.74>

319.872KN/㎡

由以上计算可得:

单位面积支柱支护强度大于单位面积8倍采高的顶板造成的压力,因此该工作面选用DW-220/100型单体液压支柱配合DFB-120/2600π型顶梁进行顶板支护合理。

第二节工作面及煤壁区顶板管理

从工作面第一排支柱道煤壁的范围内在习惯上称为煤壁区。

由于回采工作面前方压力的影响,使得煤壁前推2-4m内支承力最大,而且极易引起局部冒顶和煤壁片帮现象。

因此在回采过程中,必须按规定进行打眼放炮,支设柱距不得大于0.75m,大设一个贴帮直设护身柱并加前探顶梁,严防放炮蹦到支柱。

放炮蹦到的支柱要立即扶好再继续放炮,以确保攉煤工人在良好支柱的保护下进行作业。

在初次放顶、初次来压、周期来压等特殊回采条件下,贴帮柱、护身柱﹙临时支护﹚应比正常情况下加密,并打戗柱,以防事故发生。

根据回采工作面条件,采用DW—220/100单体液压支柱配合DFB—120/2600π型顶梁,加挂铁丝网支护,从煤壁到采空区采三、四排支柱,见四回一法对顶板控制,最大控顶距3.9米、最小控顶矩2.6米。

当推帮完成时,开始回柱放顶,放顶时必须坚持先支后回、由里向外的原则,从中间向上下两安全出口依次回撤,回柱接连处应选择在采空区已冒的顶板完整出。

支柱支设必须是一条线,柱子见底接顶,并用安全链链接。

煤壁的伞檐在放炮落煤后必须用手镐全部处理掉,方可移梁。

顶板正常时正悬梁护顶,遇到有顶板冒落时,必须在靠煤壁处打贴帮柱抬顶梁支护,冒落处用木料接顶背实,三角楔加固打紧。

1、单体支护和π型顶梁配合使用,对梁对棚支护,排距1.3m、柱间距0.75m、对梁间距0.15m。

2、采用交错迈步式进行移梁。

3、对梁柱间﹙老空侧﹚加一根带帽点柱成为切顶密柱。

第三节机头、机尾的支护:

回采工作面机头、机尾上方的顶板采用3.9mπ型钢梁,四对八梁、一梁三柱支护,组成对梁的两梁间距0.15m,循环步距1.3m;

若顶板特殊破碎,视顶板破碎程度,在四对八梁一梁三柱支护的情况下,进行特殊加密支柱,以保证安全稳定。

第四节运输巷、回风巷及端头顶板控制

回采工作面运输、回风顺槽超前支护,采用3.2m的π型钢梁配合单体支护,贴上下煤壁、顺巷道方向,各超前25m,一梁三柱支护。

每班必须在末开始打眼放炮前把超前与端头支护完善,方可放炮落煤。

第五节控、放顶:

⑴最大控顶距3.9m,最小控顶矩2.6m,放顶步距1.3m。

⑵初采及初次放顶:

回采工作面进行回采前,首先要进行支护及π型钢梁安装,安装必须由队领导亲临现场指挥,首先进行敲邦问顶,加强支护,在确认安全稳定后,方可进行安装;

在开切眼及运输巷中安装调试好一切机电设备,然后各有关人员进行工作面验收,验收合格后,才能进行初采。

初采在开切眼的木棚棚梁下,靠近溜子支设一排单体液压支柱,柱距0.6—0.8米,距棚梁或支架远者用带帽点柱代替,然后拆除靠推进煤壁一侧的棚腿,实施打眼放炮,进行推进,此即初采。

初采期间要求放小炮,小进度多循环,加快工作面推进速度,以保持煤壁完整性,使其具有良好的支撑作用。

工作面从初采开始,第四循环即推进4米,控顶距达7米。

此时开始初次放顶。

初次放顶时,先把工作面靠煤壁的第三排点柱补成一排密集支柱,并加打戗柱,隔3组留一个安全出口;

按正常放顶的操作方法,回出密集柱以老空侧外的单体液压支柱和π型顶梁。

初次放顶必须有采煤队领导现场指挥,指定有经验的人员专门观察顶板,确保初次放顶的正常和安全。

⑶正常放顶:

原切顶线到新切顶线之间的区域称为放顶区。

回柱放顶就是在放顶区内按先支后回,由里向外的原则,以一组从下到上或分两组从中间向两上下安全依次回撤。

分组回柱的接茬处应选择在采空区已冒落的顶板完整处,不论是一组回还是两组回,在回最后几根柱子时,可在这些柱子的上下各支一根木柱作替柱,然后回拆这些支柱,回柱前,将靠煤壁的第二排点柱补为对柱;

靠煤壁第三排对柱超前回柱地点3米补为新密集支柱,打上戗柱,经常保证新密集支柱后,留有安全出口。

为了使顶板充分垮落,提高支柱的回收复用率,回柱要求安全快速,支柱要回收干净,如果顶板比较稳定,支柱受压力不大,可以人工回撤;

如果顶板较为破碎,支柱插入顶板或被垮落的煤岩埋住,应当用铰车回柱。

回柱必须有实践经验的人员专门负责观察顶板。

但是遇到下列情况之一,必须先处理后回柱:

①输送机未移完,﹙刮板溜子﹚工作面有余煤,支柱未打齐。

②煤壁空顶距超过规定。

③后路不畅通或附近有其他人员作业休息。

④采空区悬顶未冒落,直接顶冒落的高度达不到采高的1.5—2倍。

⑤放顶线前排有缺柱或失修支柱。

⑥特殊支架未打或未移动到规定位置。

⑦顶板破碎,有冒顶征兆。

此外,材料巷应与切顶线放齐,运输巷滞后切顶线距离不超过2米。

第六节未采及最后放顶:

工作面结束时的回柱放顶工作是十分危险的,首先是必须保证工作人员的安全,保证安全通道的畅通。

同时也应保证符合其它有关安全的规定,特别是保证通风风路畅通,瓦斯和二氧化碳符合煤矿安全规程要求。

因此当回采工作面推进至停采线。

首先按正常放顶要求,把控顶距回撤到最小控顶矩,将工作面一切包括支柱在内的所有设备撤到安全地点,然后从回风顺槽到进风顺槽倾斜回撤。

最后放顶,必须有一名采煤大队领导亲临指挥,届时加强退路的维护,必须做到退路安全畅通。

﹙工作面回收措施另编制是﹚

第七节支护质量要求

1、各种支护材料必须符合规程要求,对失修、失效、断梁支柱,及时回出井外。

2、支柱全部用乳化液枪升紧打牢,支柱要打成直线,其偏差不超过±

100㎜,梁柱数量不得短缺,顶端无重楔,下端支到实底上、软底要穿鞋,备用支护材料要码放整齐,置于顺槽距工作面20米无杂物、无淤泥、无积水的地方以便随时取用。

3、工作面要有足够数量防倒链,每根支柱必须悬挂防倒链,防止支柱跌倒伤人。

4、工作面正常回采时,在坡度大或在顶压打、顶板破碎、遇周期来压时,必须看情况打上戗柱或增加密集支柱也可打上π型钢梁抬棚或打

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