河兴煤矿老系统作业规程.docx
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河兴煤矿老系统作业规程
河兴煤矿老系统回采
作
业
规
程
矿审批意见
编写：
安全矿长:
生产矿长:
机电矿长:
总工程师:
矿长:
公司审批意见
贯彻学习记录
贯彻主讲人：
贯彻学习时间：
参加学习人签名：
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称、用途等
为了真正实现“以矿养矿，合理化经营”的理念以及合理分流老系统职工缓解老系统在职职工就业压力的目的，再结合河兴煤矿煤层地质情况，经公司领导共同研究决定对老系统实施改造，进风系统施工线路：
通过主井+1650向南打+1650甩车场、+1650车场（67M）、再向西打15M上部车场，然后以-25°打暗斜井，从暗斜井变坡下去约10M向南西打+1946甩车场至+1946标高落平，再进约13M揭11#煤，沿煤层走向布置11#煤+1946集中运输大巷（75M），在+1946集中运输大巷中部向东沿煤层布置M11运输下山（145M），再沿煤层走向布置11101运输巷与11101面切眼贯通；
回风系统施工线路：
通过风井+1650向南打+1650甩车场、+1650车场（17M）、再向西打15M上部车场，然后以-22°打暗风井，从暗风井变坡下去约10M向南西打+1946甩车场至+1946落平，在11#煤层底板岩石中平行11#煤走向布置+1946回风大巷（75M），向东做+1946回风石门（36M）与+1946集中运输大巷贯通，然后继续向东沿煤层布置M11回风下山（47M），再沿煤层走向布置11101回风巷（247M），再向南沿11#煤倾向向下做切眼（95M），等待11101运输巷贯通；
暗斜井、暗风井同时还为15#、16#煤层联合开采服务。
第二节编制依据
一、编制依据
1、根据2010年出版《煤矿安全规程》
2、《云南省富源县河兴煤矿资源储量核实报告》
3、《云南省富源县河兴煤矿安全评估书》
4、《云南省富源县河兴煤矿安全专篇》
7、国家及地方政府颁布的各种相关的法律、法规、文件等。
8、河兴煤矿地质资料、作业规程以及安全技术措施
第二章地面相对位置及水文地质情况
第一节煤（岩）层及赋存特征
一、煤层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距
（1）C11煤层：
位于C9煤层之下，距C9煤层5.31～17.68m，平均间距14.8m。
煤层层位稳定，煤层厚度较稳定，一般厚度1.16～2.94m，平均厚度1.74m，属中厚煤层，是矿区内主要可采较稳定煤层。
煤岩为半暗～半亮型煤，煤性较硬呈块状，结构属复杂煤层，具有2～4层显晶质高岭石泥岩夹矸厚0.02～0.30m，顶板含海绿石砂质泥岩，底板泥岩含菱铁质鲕粒，为B7标志层。
（2）C15煤层：
位于C13煤层之下，距C11煤层23.76～45.86m。
平均间距34.86m。
煤层层位稳定，煤层厚度较稳定，一般厚度0.97～1.99m，平均厚度1.31m，属薄煤层，是矿区内较稳定型可采煤层。
煤岩为半亮型煤，呈鳞片状，煤层结构单一，常夹有一层（0.02～0.13m）高岭石泥岩夹矸。
顶、底板为砂质泥岩及泥岩。
（3）C16煤层：
位于龙潭组中段（P2l2）底部。
煤层上距C15煤层3.12～10.95m，平均间距6.9m。
煤层层位稳定，煤层厚度较稳定，一般1.04～2.67m，平均厚度1.52m，属于薄～中厚煤层，是矿区内较稳定型主要的可采煤层。
煤岩为半亮型煤，呈块状夹粉粒状。
煤层结构较简单，常具有1～2层夹矸，上部为泥岩夹矸，下部为显晶质高岭石泥岩夹矸，含黄铁矿结核。
顶板常含有炭屑组成的水平层理。
该煤层底部2～4m全区均有一层黑色页岩（B7）为矿区性的稳定标志层。
（4）C19煤层：
位于C16煤层之下，距C16煤层24.39～62.06m，平均间距44.16m。
煤层层位稳定，但厚度不稳定，一般0.4～1.47m，平均0.91m。
属薄煤层，采区内不稳定，属常不可采煤层。
煤岩为半亮型煤，呈块状、粒状、煤层结构极复杂，炭质页岩夹矸2～6层，顶板为灰色砂质泥岩，底板为黑灰色泥岩。
二、煤层瓦斯
综合1984年10月云南省198煤田地质勘探队《恩洪矿区老书桌井田详查地质报告》、2006年7月云南地质工程勘探有限公司《富源县河兴煤矿勘探地质报告》及邻近井田地质资料，河兴煤矿煤层瓦斯含量为：
C11煤层5.5m3/t，C13煤层8.51m3/t，C15煤层8.7～11.51m3/t，C16煤层9.99～10.85m3/t，C18煤层3.73m3/t，C19煤层11.42m3/t。
最大瓦斯含量14.74m3/t。
该矿井2005年矿井瓦斯等级鉴定结果为47.82m3/t。
根据我国安全生产行业标准《矿井瓦斯涌出量预测方法》（AQ1018-2006）计算结果为：
矿井相对瓦斯涌出量32.11m3/t。
设计采用AQ1018-2006计算结果，该矿井为高瓦斯矿井。
三、煤尘爆炸性及煤的自燃倾向性
根据勘探提供报告：
煤尘均有爆炸性和自然性。
因此，设计按该矿井有煤尘爆炸危险、煤层自燃倾向性为自燃进行设计。
四、水文地质条件
⑴含、隔水层特征
①第四系松散含水层（Q）：
分布于山麓、沟谷，多属坡积、残积层，厚度3～13m，泉水流量0.16～1.15l/S,季节性含水，无独立水文地质意义。
区块内仅801孔处分布面积较大。
②飞仙关组第2、3段弱裂隙含水段（T1f2+3）：
为区块内主要上覆地层，分布面积大，总厚210.0m，为紫红色粉砂岩、泥质粉砂岩及细砂岩互层组成，裂隙较发育。
面裂隙率0.163～1.24％，含裂隙水。
全井田干季泉水流量0.0025～0.091l/S，雨季泉水流量0.046～0.66l/S,一般与坡、残积层中潜水具互补关系，水质类型为重碳酸钙镁水，区块内最大泉水XS02雨季流量0.102l/S。
该段距煤系地层远，对矿床充水无影响。
③飞仙关组第一段隔水段（T1f1）:
区块内主要出露于滴水河边溪沟，平均厚120m，以紫红色泥质粉砂岩和泥岩为主，裂隙不发育，地表无泉水出露，钻孔岩心完整，为相对隔水层。
④卡以头组裂隙含水段（T1k）:
区块内出露面积不大，西部分布于斜井口一带，东部于滴水河边溪沟构成河床，平均厚124m。
为灰绿色粉砂岩、细砂岩夹砂质泥岩,裂隙发育，含裂隙水。
全井田统计面裂隙率0.213～2.77%，钻孔漏水量达1～5m3/h，泉水流量0.001～3.058l/S,地下径流模数791.38m3/d.km2,水位标高2047.16～2188.45m，q=0.051l/S.m,K=0.071m/d,水质为重碳酸钙镁及重碳酸钾纳钙型水,为矿床开采间接充水含水层。
区块内803孔静止水位标高2047.16m,南界F24上盘13孔静止水位标高2103.90m。
⑤T1k至P2l3间隔水层：
恩洪矿区各井田，经含、隔水层对比本隔水层位存在。
岩性为粉砂质泥岩夹薄层泥岩、粉砂岩等细粒级岩层，一般厚12.0m左右，北部纳佐矿区平均厚度为9.0m～12.0m，为区域上较稳定的隔水层位。
⑥龙潭组上含煤段含水段（P2l2+3）:
层位为C15煤层顶至T1k底，平均厚150m，以灰、灰绿色中厚层状粉砂岩、细砂岩为主，夹粘土岩及煤层，亦是主要含煤段。
露头区浅部风化裂隙发育，全井田统计面裂隙率0.272～1.98%，泉水流量0.001～1.03l/S，地下径流模数375.65m3/d.km2。
钻孔q=0.0256～0.0899l/S.m，K=0.0876～1.534m/d，富水性弱；埋深50m以下裂隙发育减弱，钻孔q=0.00032～0.0192l/s.m，K=0.000386～0.0607m/d，在180m以下，含水裂隙少见，地下水活动微弱。
水质为重碳酸钙镁及重碳酸纳型水。
地表局部出露，为矿床充水含水层。
805孔静止水位标高2048.97m，F24上盘13孔静止水位标高2077.76m。
⑦C15煤层至C16煤层间隔水层：
层位为C15煤层顶板至C16煤层底，厚度5.94m，
纳佐矿区厚5.23m，岩性为灰色砂质泥岩、粉砂岩与煤层互层。
本隔水层恩洪矿区较为稳定。
⑧龙潭组下含煤段微弱含水段（P2l1）:
层位C16煤层～C23下煤层平均厚度90m，岩性为深灰、灰黑色粉砂岩及粘土岩，富水性微弱。
钻孔q=0.00286l/S.m，K=0.00874m/d，水质为重碳酸硫酸钙镁水。
⑨峨嵋山玄武岩弱含水段（P2β）：
含煤组下伏地层，岩性为玄武岩，顶部为凝灰岩，全层厚250m，恩洪矿区q=0.0115l/s.m，K=0.00414m/d，水头较高。
⑵断层带水文地质特征
断层带富水性的强弱主要决定于断层带围岩的岩性，受围岩岩性制约。
邻近较多断层带抽水成果显示，细碎屑岩中断层富水性弱，视同围岩。
该矿井块断层多分布在区块边界上，属细碎屑岩内断裂，未沟通其它强含水层。
⑶地下水补、径、排条件
河兴区块地跨分水岭两侧，相对位置高，无外来地表水。
地表溪沟发源自区内，接受大气降雨、汇集地表径流而成。
地形坡降大，径流条件好，地下水循环深度浅。
浅部风化带潜水面受地形影响大，地下径流途径短，补给区与排泄区常为一致，深部为承压水，但深循环微弱。
⑷矿井涌水量计算与确定
综上所述，矿区水文地质属裂隙含水层充水为主的中等类型。
按比拟法计算，预计矿井正常涌水量为40m3/h，最大涌水量为93m3/h。
⒋顶底板
煤层顶、底板见表1—2—3。
表1—2—3
煤层
顶板
底板
C11
粉砂质泥岩
泥质及粉砂质泥岩
C15
泥质及砂质泥岩
泥质及砂质泥岩
C16
泥质及砂质泥岩
泥质及砂质泥岩
C19
泥质粉砂岩、砂质泥岩
粉砂质泥岩、泥质砂岩
C11、C13、C16、C19煤层顶底板良好，回采容易冒落。
第二节地质构造及工程地质
一、构造
1、向斜：
位于矿井范围中偏西部，纵贯老书桌井田南北，轴向大致平行F7-2-1，呈南北向展布，称燕麦山向斜，长度＞3000m，宽度1300～1500m，轴部地貌为高山平台，核部残存最新地层为T1f3，向斜宽缓、开阔，东翼地层倾向北西。
倾角2°～10°，西翼地层倾向东～北东，倾角2°～7°，深部被F12-15切割，对开采有一定影响。
2、背斜：
位于矿井南西外侧，背斜走向北北西～南南东，长度＞1000m，南端被F24断层切错，北端止于F46断层，背斜形态明显，核部较窄，地表出露地层为T1k。
因距采区较远，对开采无影响。
3、断层：
矿井范围内主要断层有8条（F46、F12-4、F12-15、F48、F7-2-1、f7、f8、F24）。
⑴F46：
位于矿区西部边界，逆断层，长＞3.5km，走向0～20°，倾向90～110°，倾角16°～77°，落差60～200m。
⑵F12-4：
位于主井东100m处，逆断层，长＞1.4km，走向58°，倾向148°，倾角50°，落差30～60m。
⑶F12-15：
位于井底车场东35m处，正断层，长＞4.5km，走向3～9°，倾向60～190°，倾角14～68°，落差90～180m。
⑷F48：
位于井田西北角（803孔北35m），正断层，长0.6km，走向290°，倾向200°，倾角85°，落差15m。
⑸F7-2-1：
位于井田东部边界，正断层，长2.1km，走向5°，倾向275°，倾角80°，落差40～70m。
⑹f7：
位于井田西南角（608孔东140m），正断层，落差20m。
⑺f8：
位于井田南部609孔处，逆断层，落差14m。
⑻F24：
位于井田南部边界，正断层，长＞3.8km，走向70°，倾向340°，倾角65～80°，落差60～130m。
除f8断层对开拓开采布置有一定影响，其余断层均位于井田边界和边界外。
二、工程地质
煤层产于龙潭组砂岩夹泥岩软硬相间的工程地质岩组中，抗压强度低，有软弱夹层，总体属于软弱岩组，不甚稳固。
断层、裂隙发育，破坏岩体完整性，稳固性降低。
岩性组合复杂，巷道中易发生冒落、垮塌、底鼓、片帮及变形等工程地质问题。
矿床工程地质条件为以层状岩类为主的中等类型。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
1、经过前期回采C9、C8煤的经验可知，河兴煤矿煤层南北走向，因此运输及回风大巷沿倾向布置，运输距离短，比较经济，对通风运输有利。
2、巷道布置：
进风系统施工线路：
通过主井+1650向南打+1650甩车场、+1650车场（67M）、再向西打15M上部车场，然后以-25°打暗斜井，从暗斜井变坡下去约10M向南西打+1946甩车场至+1946标高落平，再进约13M揭11#煤，沿煤层走向布置11#煤+1946集中运输大巷（75M），在+1946集中运输大巷中部向东沿煤层布置M11运输下山（145M），再沿煤层走向布置11101运输巷与11101面切眼贯通；
回风系统施工线路：
通过风井+1650向南打+1650甩车场、+1650车场（17M）、再向西打15M上部车场，然后以-22°打暗风井，从暗风井变坡下去约10M向南西打+1946甩车场至+1946落平，在11#煤层底板岩石中平行11#煤走向布置+1946回风大巷（75M），向东做+1946回风石门（36M）与+1946集中运输大巷贯通，然后继续向东沿煤层布置M11回风下山（47M），再沿煤层走向布置11101回风巷（247M），再向南沿11#煤倾向向下做切眼（95M），等待11101运输巷贯通；
暗斜井、暗风井同时还为15#、16#煤层联合开采服务。
3、施工期限：
4个月。
第二节支护设计
一、巷道支护说明：
1、选用支护方式的依据及支护设计
为了保证足够巷道断面及后期巷道维护，从主、副斜井开门处起，所有巷道均采用工字钢梯形棚支护，支护断面及尺寸见下表：
巷道断面如下：
2、临时支护及要求
1）临时支护形式、材料及规格
临时支护形式为卡环式前探梁超前支护，采用木板护顶。
前探梁用11号槽钢制作，长度为3.5m，数量两根，板梁规格为1800×200×50mm的木板。
2）前探梁支护操作要求
将前探梁的四个卡环分别安装在距工作面第二、第四支架梁下，凿岩时先采用长钎挑落顶部活矸，进行敲帮问顶，随后前移前探梁至迎头，并用木板放在前探梁上护顶，支架架好后，将前探梁再次移到工作面第二、第四支架梁下，以备下一循环使用。
前探梁超前支护必须紧随工作面，严禁空顶作业。
二、支护说明表：
1、巷道施工设计尺寸表：
巷道设计规格一览表：
序号
名称
单位
数量
误差
备注
1
巷道断面形状
梯形
2
掘进断面积
m2
5.94
3
净断面积
m2
4.8
4
掘进上宽
mm
2280
0～+50
5
掘进下宽
mm
3260
0～+50
6
掘进高
mm
2350
0～+50
7
净上宽
mm
2000
0～+50
8
净下宽
mm
2860
0～+50
9
净高
mm
2000
10
腰线至轨面
mm
1000
0～+50
11
棚距
mm
500
±50
12
腿脚长
mm
2340
13
树脚扎角
度
780
迎山角3-50
14
巷道坡度
度
3‰
15
水沟净断面
mm×mm
250×250
±30
16
撑筒
个/架
5
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、作业方式
1、施工顺序：
进风系统施工线路：
通过主井+1650向南打+1650甩车场、+1650车场（67M）、再向西打15M上部车场，然后以-25°打暗斜井，从暗斜井变坡下去约10M向南西打+1946甩车场至+1946标高落平，再进约13M揭11#煤，沿煤层走向布置11#煤+1946集中运输大巷（75M），在+1946集中运输大巷中部向东沿煤层布置M11运输下山（145M），再沿煤层走向布置11101运输巷与11101面切眼贯通；
回风系统施工线路：
通过风井+1650向南打+1650甩车场、+1650车场（17M）、再向西打15M上部车场，然后以-22°打暗风井，从暗风井变坡下去约10M向南西打+1946甩车场至+1946落平，在11#煤层底板岩石中平行11#煤走向布置+1946回风大巷（75M），向东做+1946回风石门（36M）与+1946集中运输大巷贯通，然后继续向东沿煤层布置M11回风下山（47M），再沿煤层走向布置11101回风巷（247M），再向南沿11#煤倾向向下做切眼（95M），等待11101运输巷贯通；
暗斜井、暗风井同时还为15#、16#煤层联合开采服务。
2、施工方法：
由于巷道设计巷道所经过岩层软，故采用风钻破岩，人工装煤岩，一次成巷，煤岩分装分运，巷道采用卧底沿9煤走向挂腰线掘进，人力推车运输，绞车提升。
3、施工前，在主斜井进风巷与8煤联络巷岔道处位置，建立供电、供风、供水、运输、通讯及防尘系统。
4、采用“三八制”作业方式；每天3个循环，循环进尺为1米，日进尺3米。
二、施工工艺流程
1、根据技术测量部门给出的方位、坡度以及腰线进行巷道掘进。
2、由于岩层软直接采用风镐破岩，敲帮问顶，然后将前探梁前移，再出煤矸；
3、整修巷道断面尺寸，达到设计要求后即支架，支架程序为：
挖腿脚→立腿子→上棚梁→背好顶帮→打好撑筒→检查质量，清理现场。
4、支护质量和要求：
支护时采用小木板、双层荆芭背帮背顶，棚腿扎角为78。
，其允许偏差为±2。
，撑筒5个/棚，棚距0.5m，其允许偏差为±50mm，支架接口应严密合缝，并放好木垫板，支架梁水平偏差≤50mm，净高净宽符合设计要求，支架梁扭距≤100mm。
第二节凿岩方式
一、钻眼机具型号、对湿式作业等要求
钻眼工具：
选用YTP-26型风钻和MSZ-1.2kw手持式风钻和电煤钻各使用1台，备用1台。
降尘方法：
巷道及工作面安装防尘水管，喷雾装置要正常使用，装煤岩前进行洒水降尘、定期用防尘水管冲刷煤岩帮。
第三节装（运）煤岩方式
一、装煤矸、运输方式：
采用0.9-1.1m3容积的矿车人工装煤岩，煤岩分装分运，人力推车运输，JD-11.4型绞车提升。
第四节管线及轨道敷设
一、各类管线及风筒的布置
1、在进行运输、回风巷道掘进时风筒吊挂在巷道左帮，要求吊挂平直、做到逢环必挂，风筒出风口距迎头不大于5m。
2、临时风管、水管固定在巷道右帮，悬挂高度不低于1.0m，距工作面不超过20m。
防尘水管每50m留设一个三通阀门，100m留设一个三通管路，便于防尘和净化水幕用。
3、各类电缆必须悬挂在电缆钩上，且每钩只准挂一根电缆，电缆钩间距1.5m。
电缆上严禁悬挂任何物件；电缆与压风管、供水管在巷道同侧敷设时，必须敷设在管子上方，并保持0.3m以上距离；通信和信号电缆应与电力电缆分挂在井巷的两侧。
二、轨道的敷设
1、巷道敷设单轨作为掘进时临时运输，轨道型号为15kg/m,轨距为600mm；采用木轨枕长度为1.2米的，轨枕间距（中—中）0.8米；轨面高低差不大于2mm,轨道接头间歇不大于5mm。
2、严格按巷道中腰线钉道，保证直线度。
3、运输沿线及车场要保持清洁无杂物，并且要保证道岔使用灵活可靠。
4、轨道至人行道一侧不小于0.8m，轨道外缘距两帮设备及风水管路间距不小于500㎜，要求铺设平直、扣件齐全、紧固有效，接头间隙不超过10mm，内错差不超过5mm。
5、铺轨时严格按《钉道工操作标准》及《轨道质量标准化标准》执行。
6、必须有专人经常检查道轨质量，发现问题，及时处理。
第五节设备及工具配备表
序号
设备、工具名称
型号
功率
数量
备注
1
绞车
JD-11.4
11.4KW
2
2
风镐
G10
2
3
控制开关
QBZ-80
2
4
馈电开关
KBZ9-200
1
5
电话
KTH13
2
6
耙子
8
7
镐
3
8
锤
2
9
局部通风机
FBDNO6
2×11KW
2
10
甲烷传感器
GJ40A
2
11
矿车
0.9-1.1m3
8
12
轨道
15Kg/m
200m
双轨
13
潜水泵
BQW15-25-5.5
2
第五章生产系统
第一节通风系统
一、通风方式
施工过程中，采用压入式局部通风机通风，型号FBDNO6,功率为2×11KW，分别安装位置在主斜井运输巷溜煤眼和C8煤联络巷反向风门外较平坦的新鲜风流中；最长供风距离为240m，风机必须安装风、电和瓦斯、电闭锁装置；风筒采用抗静电、阻燃的柔性风筒风筒直径为500mm，风筒出口到迎头的距离不大于5m,风筒悬挂在巷道的上帮距轨面不小于1.3m。
风筒必须悬挂平直逢环必挂；风筒连接采用双反边，要求接头严实不漏风。
二、通风系统
（1）地面→主斜井→主井＋1957甩车场→C8运输巷→回风大巷→副斜井→地面
（2）主井＋1957甩车场→局部通风机→风筒→8煤联络巷风门→掘进迎头
（3）C8联络巷→局部通风机→掘进迎头
三、风量计算
1、按绝对瓦斯涌出量计算:
Q掘=100qk=100×0.7×1.5=105m3／min
式中：
q--绝对瓦斯涌出量平均值;k—为风量备用系数,取1.5
2、按工作最多人数计算：
Q=4NK=4×10×1.5=60m³/min
4—每人每分钟应供给的最小风量，m3/min
N—掘进工作面同时工作的最多人数，人
K——风量备用系数
5、按允许最大、最小风速验算：
Q≥60V小S=60×0.25×5.94=90（m3/min）
Q≤60V大S=60×4×4.8=1152（m3/min）
6、局部通风机及风筒的选型、安装位置及要求:
根据以上风量计算，在巷道巷掘进工作面所需风量不得小于105m3/min，考虑吸风量的备用系数，因此可选用FBDNO6（2×11KW）局扇，其吸风量为350m³/min；能满足用风需要。
为避免局扇杂音，局扇应安装消音器。
并安装好风电、瓦斯电闭锁装置，局扇严禁任意停开。
四、其它要求
1、局部通风机必须保持正常运转任何人不得擅自开停局部通风机；因检修、停电等原因计划停电停风时必须首先撤出人员切断电源设置栅栏揭示警标然后方可按停送电程序进行操作。
恢复通风前必须检查瓦斯只有在局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时方可人工开启局部通风机。
2、局部通风机的开停工作由该掘进工作面瓦斯检查员负责，每天要进行风电闭锁实验。
第二节压风系统
一、压风系统
1、压风管沿地面压风房→副斜井→C8煤联络巷→主斜井＋1957甩车场→掘进迎头→随着掘进工作面的前移而紧跟迎头前移。
压风管沿地面压风房→副斜井→C8煤联络巷→副斜井＋1957甩车场→掘进迎头→随着掘进工作面的前移而紧跟迎头前移。
2、工作面采用风一台风镐进行凿岩作业，用风量为1.2m3/min；
3、空压机型号：
采用LG-110螺杆式压风机，功率110KW，流量20m3/min；符合用风要求；
管路参数：
主管2寸无缝钢管，支管1寸管，迎头采用变径耐高压胶管。
管道必须用托管固定在巷道一侧，紧靠巷邦，每隔50米，管道必须留设一个三通和闸阀。
第三节排水系统
一、排水系统
根据矿井地质资料，掘进工作面预计最大涌水量为1.8m3／h，正常涌水量为1.2m3／h，基本不影响生产，特殊情况在巷道低洼处有积水时设置一个临
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