110401运输石门.docx
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110401运输石门
第一章慨况
第一节慨述
一、巷道名称：
110401运输石门。
二、掘进目的及用途：
掘进目的：
形成110401工作面的生产运输系统及通风的需要。
三、巷道设计长度及坡度：
110401运输石门总工程量228米。
采用平巷按3‰坡度掘进。
2、服务年限：
61年。
四、预计开竣工时间：
预计2013年09月10日开工，2013年11月30日结束，工期2.5个月。
附图：
巷道布置平面图。
第二节编制依据
1、贵州省地矿局115地质大队提交的《纳雍县后寨煤矿勘探地质报告》
2、贵州省煤矿设计研究院编制的《安全专篇》
3、贵州省煤矿设计研究院编制的《初步设计》
4、《煤炭工业小型矿井设计规范》
2、2010年版《煤矿安全规程》及其执行说明。
3、煤矿《作业规程》编制内容及要求。
第二章地面相对位置及地质情况
第一节地面相对位置
后寨煤矿位于纳雍县城北西方向，在纳雍县猪场乡白泥村内。
开采新桥背斜西北段，浅部以煤层露头及F1断层为界，深部至底部煤层+1250米标高，东面与规划的多拱煤矿为界，西面以7号勘探线以西80米为界。
地面除农民的耕地外，有少量的民房。
区内村镇不多，除沿煤层露头（主要为下煤组）有少数村庄外，深部均无村寨压煤，因此村寨对本矿区各井田的开发影响甚微。
本掘进工作面位于副斜井东北方向，在矿界内。
开口点坐标X=2966178.191、Y=35515665.971、H=1810.000，方位角8°34'，左翼为本矿风井，右翼为我矿主井。
第二节煤（岩）层赋存特征
一、煤（岩）层产状、厚度、结构等。
本巷道开门位置在副井口往下218m处，M12号煤底板岩层中，穿层掘进。
区域内主要煤层均赋存在二叠系上统龙潭组（P3l）中。
龙潭组含煤30－34层，煤层总厚17.0～30.0m。
可采及局部可采煤层14层，分别为M2、M3、M4、M5、M6、M7、M8、M10、M12、M24、M28、M31、M32、M33。
综合柱状情况详见
附图：
综合柱状图
可采及局部可采煤层特征表
煤层
编号
煤层厚度
平均厚度
（m）
煤层间距
（m）
煤层
倾角
（°）
煤层
结构
煤层
稳定性
顶、底板岩性
顶板
底板
M2
0.2～2.6
1.31
6.57～10.11
16～31
无夹矸
较稳定
粘土质粉砂岩
细砂岩
M3
0.27～2.98
1.14
16～31
无夹矸
较稳定
粉砂岩
粉砂质泥岩
13.76～24.72
M4
0.96～6.14
2.87
16～31
局部含2层夹矸
较稳定
粘土质粉砂岩
粘土质
粉砂岩
7.48～17.15
M6
0.91～2.07
1.49
16～31
无夹矸
较稳定
粘土质粉砂岩
粘土岩
8.01～18.46
M7
0～2.82
1.42
16～31
局部含1层夹矸
不稳定
粘土质粉砂岩或粉砂岩、细砂岩
粉砂岩或细砂岩
7.05～12.04
M8
0.82～2.42
1.42
16～31
无夹矸
较稳定
炭质粘土岩或粉砂质粘土岩
细砂岩
8.9～21.49
M10
0.27～1.26
0.9
16～31
无夹矸
较稳定
泥质粉砂岩
泥质粉砂岩
17.68～22.95
M12
0～1.7
1.16
16～31
含1～2层夹矸
较稳定
炭质粘土岩或粉砂质粘土岩
炭质粘土岩或粉砂质粘土岩
30.79～84.83
M24
0.50～1.26
0.96
16～31
无夹矸
较稳定
灰色泥质粉砂岩或粘土岩
灰色粉砂岩或细岩
70.42～119.44
M32
0～1.55
0.82
16～31
无夹矸
极不稳定
泥质粉砂岩
泥质粉砂岩或粘土岩
二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数
本矿暂未做瓦斯等级鉴定，暂按瓦斯突出矿井进行管理。
本煤层经鉴定：
M1号煤层为Ⅲ级，属不易自燃煤层，M2、M5号煤层为Ⅱ级，属自燃煤层。
经鉴定：
M1、M2、M5号煤层均无煤尘爆炸性。
其他煤层均未鉴定，待揭露后及时进行鉴定工作。
第三节地质构造
1、地质构造
矿区断裂构造不发育，F1、F2主要分布在背斜的南翼，即矿区南部边界附近，特征入下：
F1：
分布于矿区南部，成近东西向走向，区内长1.87km，两端均延伸出矿区。
上盘下降为，正断层。
断距在东面约183m，西面约136m，破坏了煤层的连续性。
F2断层：
位于后冲附近，F1断层以南。
走向为北西—南东，区内长约400m，北西端与F1相接，南东端延出矿区之外。
上盘下降，为正断层。
断距约>60m。
矿井地质构造属中等偏简单。
根据矿井建设标准中矿井地质构造复杂程度分类标准，本矿井应属中等偏简单类型，即Ⅱ类。
2、老窑
小煤矿及老窑遍布于含煤地层露头处，开采历史悠久，浅部在+1880m标高以上煤层已基本采空或破坏，在+1880m标高以下煤层均未回采；井筒及工业场地位置的选择应避开浅部原有小煤矿及采空区的影响。
第四节水文地质
本矿是以大气降水为主的裂隙充水矿床，主要为顶板中所含裂隙水向巷道内渗漏，其次为老窑积水及采空区积水等。
根据地质报告及水文地质报告资料，矿井在建设过程中预计本巷道正常涌水量为10m3/h，最大涌水量为50m3/h，矿井在建设程中，要随时收集水文地质资料，及时调整涌水量参数。
同时应对地表沟溪进行必要的疏引，以防塌陷后地表水的溃入，减少对矿井的危害，保证矿井安全生产。
第五节、煤的自燃倾向性和突出危险性
1、煤的自燃倾向性
根据《纳雍县后寨煤矿勘查地质报告》提供的资料，M4、M6、M7煤层的自燃倾向试验均为Ⅲ级自然倾向，属不易自燃煤层，煤层自燃试验结果见表2。
表2 煤炭自燃倾向等级鉴定报告表
试验编号
样品
编号
煤层编号
工业分析（％）
全硫
煤吸
氧量
自燃倾向分类
水分
灰分
挥发分
焦渣特征
Mad
Ad
Vd
Vdaf
TRDd
cm3/g
干煤
2007－W3119
HZM036
M4
0.83
21.33
6.78
2
0
0
Ⅲ级
2007－W3120
HZM037
0.89
22.90
7.24
2
0
0
Ⅲ级
2007－W3121
HZM038
0.83
25.92
7.59
2
0
0
Ⅲ级
2007－W3122
HZM039
M6
1.22
17.84
9.91
2
0
0
Ⅲ级
2007－W3124
HZM044
M7
0.75
21.48
7.37
2
0
0
Ⅲ级
2007－W3125
HZM045
M7
0.67
9.47
6.58
2
0
0
Ⅲ级
地质报告中只提供有M4、M6、M7煤层的自燃发火倾向性，但没有鉴定其余煤层的自燃发火倾向试验，待开采到其余煤层时，必须先进行煤层自燃倾向性鉴定，然后根据鉴定结果，再修改相应的设计，在实际生产中，严格按有关规定执行。
2、煤与瓦斯突出危险性
根据贵州省安全生产监督管理局、贵州省煤矿安全监察局、贵州省煤炭管理局文件《关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见》（黔安监管办字[2007]345号），纳雍矿区为有煤与瓦斯突出危险性区域，由于本矿井未进行煤与瓦斯突出危险性鉴定，因此按照煤与瓦斯突出矿井设计。
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
一、巷道断面
110401运输石门开口坐标X=2966178.191
Y=35515665.971
H=1810.000
110401运输石门开口位置在副斜井上部，掘进断面宽4.2m，高3.5m，掘进断面12.8m2；净断面宽4.0m，净高3.4m，净断面11.9m2。
采用放炮掘进的施工方法，锚网喷支护，喷砼厚度100mm。
强度C20。
顶板破碎时可采用锚网喷和锚索联合支护或料石碹、架u型棚支护。
施工中铺设钢轨（22Kg）作为掘进施工运输，轨道中心线偏移巷道中心线往左帮450mm铺设。
110401运输石门开口方位角8°34′，坡度3‰，掘52m调向按337°方位，3‰坡度，掘196m至4#煤层为止。
巷道的右邦留设水沟，规格为宽300mm，深300mm。
详见附图：
110401运输石门巷道断面图
第二节支护设计及支护工艺
形状
净
宽
（m）
净
高
（m）
净
拱
高
（m）
墙
高
（m）
净
断
面
（m2）
掘
进
宽
（m）
掘
进
高
（m）
掘
进
拱
高
（m）
墙
高
（m）
掘
进
断
面（m2）
支护形式
锚
喷
厚
度
（mm）
半圆拱
4.0
3.4
2.0
1.4
11.9
4.2
3.5
2.1
1.4
12.8
锚网喷
100
二、临时支护
临时支护采用前探梁，对巷道进行临时支护，材料选用三根11#工字钢长4米或三根手摇式支柱作为临时支护。
附图：
临时支护布置图
三、永久支护
1、采用锚网喷对巷道进行永久支护，锚杆采用Φ20mm×2000mm的螺纹钢树脂锚杆，间排距均为800mm×800mm，每个锚杆配以2个锚固剂，锚固剂采用K2355（上部）及Z2355（下部）。
在进行喷砼封闭，喷砼厚度100mm。
强度C20。
顶板破碎时可采用锚网喷或加设锚索支护及缩小锚杆的间排距，钢筋网搭接方式为网沟与网沟之间绞接一圈半。
需打锚索的，锚索长度根据现场实际情况确定。
2、如顶板特别破碎采用砌碹或使用u型棚进行永久支护，砌碹厚度300mm，材料选用毛石经人工处理后方可使用，水泥采用普通硅酸盐水泥标号425#，砂采用毛石粉碎的细砂。
水泥砂浆砌筑填满。
u型棚进行永久支护的，棚距中对中0.6m。
3、喷砼施工
A、拌料：
采用人工或搅拌机拌料，其比例（体积比）为水泥：
砂：
石子=1：
2：
2，人工搅拌次数不少于3次，水泥采用普通硅酸盐水泥，标号425#，沙采用白沙，石子粒度采用5—12mm的碎石。
B、上料：
将装有拌好混合料的矿车推至混凝土喷射机一侧，并掩好车辆，两人以人工方式向混凝土喷射机中上料，另两人其中一人负责与前方施工人员信号联系，并负责操作喷浆机，其程序为：
开机：
开水→开风→启动→上料；停机：
停料→停电→停水→停风。
一人负责过筛并掺入速凝剂，速凝剂掺量控制在水泥重量的3～5%，即每车混合料（以六袋水泥计）使用12Kg左右速凝剂。
C、喷砼：
先找好中线，以巷道设计规格分别每帮挂三条基准线，或根据情况适当加挂基准线。
基准线距巷中的距离控制在1.8～1.81米之间，基础清挖至底板以下左0.25米，右0.5米或硬底，用水冲刷将要施工的巷帮，喷浆工按照岗位操作程序喷砼至设计规格，喷浆工凭经验控制水灰比在0.45左右。
4、喷砼施工注意事项
A、在喷浆工作进行之前，代班长和验收员必须检查作业地点的顶板、两帮、施工工具、运输、通风及巷道规格、锚网施工等情况，确保施工安全及质量合格。
B、水泥、砂、石子、速凝剂等材料必须符合质量要求，严格按照要求的配合比进行配料。
C、在喷砼过程中，要有专人进行照明。
所有现场人员必须佩戴防尘口罩等防护用品，并打开水幕降尘。
D、喷后2～4小时即进行养护工作，每班至少养护一次，使喷层处于湿润状态，养护时间不少于七天。
E、其它方面执行集团公司《喷浆支护生产技术管理试行规定》及有关规定。
5、永久支护与工作面的关系
永久支护距工作面的最大距离，永久支护距工作面最大空顶距小于2.9米，最小空顶距小于0.9m。
放炮后，先进行敲帮问顶，然后及时进行临时支护，严禁空顶作业。
第四章施工工艺
第一节工艺流程
工艺流程：
交接班→安全质量检查→打眼开炮→临时支护→顶部永久支护→装岩→两帮永久支护→文明生产。
第二节作业方式
采用炮掘法施工，正规循环作业方式，循环进尺为2.0米。
月工作日按25d，工作制度采用“三、八”制，工作面三班掘进，每班作业时间8h；每天净提升工作时间16h。
第三节施工方法
一、施工准备
1、施工前技术人员必须按设计标定好水仓开口坐标及施工点位置，随着施工进度，标定出水仓通道、副水仓及主水仓中心线及腰线，施工队严格按线施工。
2、开工前要按设计要求安好局扇风机，接好风筒，准备齐各种支护材料。
二、采用放炮掘进的施工方法，
1、打眼
打眼采用多人、多台风钻机联合打眼，打眼时，相互之间要保持一定的距离，注意安全，风钻机使用ZY28型气腿式风钻机，Φ42mm钻头，钻杆使用2200mm长的六棱钢钎杆，严格按炮眼布置图、中腰线点好眼位，采取定人、定位、定眼的方法进行打眼。
打眼前应检查风钻、风水管路及钻杆是否完好，接头连接是否牢固可靠，否则应加以维修或更换，安眼人员安完眼后必须立即撤出，防止断钎伤人。
附图：
炮眼布置图
2、装药
装药结构采用正向装药，正向爆破。
使用煤矿需用炸药，毫秒电雷管，电容式发爆器。
装药采用木质或竹质炮棍，封泥使用水炮泥和黄土炮泥进行，黄土炮泥封堵长度不得小于500mm。
附图：
装药结构图
3、联线放炮
放炮母线使用铜芯绝缘线，联线采用串联。
放炮前必须在通往放炮地点的所有通道口设好警戒，放炮警戒距离规定为：
直线不小于100m，拐弯不小于75m的进风流中。
必须严格执行“一炮三检”制和“三人连锁放炮”制和《煤矿安全规程》中的第315-342条之相关规定。
4、临时支护
放炮后要认真执行敲帮问顶制度，并用长把工具处理顶帮活矸石，及时架设好临时支护方可进入下一项工序。
5、打锚杆眼
施工锚杆眼时，锚杆眼角度垂直于巷壁施工。
顶部眼使用锚杆钻机施工，帮部眼使用ZY28型气腿式凿岩机施工，Φ32mm钻头进行打眼，锚杆眼深度2.0m。
锚杆眼打到位后将凿岩机开到强力冲洗位置，将孔壁冲洗干净后再进行锚杆安装。
6、锚杆安装
（1）安装锚杆前要检查锚固剂的有效期、颜色和手感柔软程度，如发现结块、发硬、破裂、变质、过期等异常情况，严禁使用。
（2）安装锚杆使用气动锚杆搅拌机。
（3）首先用锚杆杆体，将锚固剂送入孔底，然后拧上内六角接头，再套上六角连接装置。
（4）用风动搅拌器顺时针旋转，随搅随推进，将锚杆杆体迅速推至孔底，搅拌时间不少于20s。
（5）搅拌完成后立即在孔口将杆体楔牢，防止固化前杆体移位。
5分钟后上托盘，紧固锚杆。
并用力矩扳手检查紧固力，要求锚固力不得小于60N.m。
（6）锚杆外露长度不大于50mm。
7、喷砼施工
（1）采用人工拌料时，应先把潮湿的石子和水泥按比例混合搅拌一次，使用铁锹将白砂按配比掺到湿料堆上，边加白砂边搅拌，清底翻拌两遍至均匀为止。
砼的配合比为1：
2：
2，水灰比为0.45，强度为C20，速凝剂掺量为3-5％，要求潮拌料，
（2）喷砼前必须用高压水冲洗岩面，在巷道拱顶部和两帮安设喷厚标志，划分作业区段。
（3）喷射顺序：
自下而上进行。
（4）喷射时，喷枪与受喷面尽可能保持垂直，喷头应按螺旋形轨迹一圈压半圈均匀缓慢移动，螺旋圈直径为250mm，喷咀与受喷面的距离以0.8-1.Om为宜。
（5）喷射过程中，应根据出料量的变化及时调整给水量，保证水灰比准确，要求水灰比以喷砼无干斑、无流淌、粘着力强、回弹少为准。
（6）在围岩渗水，涌水段喷砼时，应采用减少给水量，插导管等措施。
（7）当班喷射工作结束后，卸开喷头，清理水环和喷浆机内外部的灰浆和材料。
（8）开喷顺序：
开水——开风——开电——放料
停喷顺序：
停料——停电——停风——停水
（9）一旦发现喷料上冒、堵管等，必须立即停机，待查明原因处理好后再进行作业，处理堵管可用脚踩、锤敲、压风吹等方法逐段疏通，若机体发生故障时，严禁带电处理。
（10）严禁将喷射枪头对准人员。
8、断层破碎带施工方法
（1）由于本矿在井筒掘进过程发现有断层，在水仓掘进过程中可能存在次生断层，容易造成冒顶片帮，施工过程中，容易造成顶板及瓦斯突出事故。
为此，采取“超前预测，抽排堵相结合”的辅助措施，“短掘短支”的施工方法，确保该断层段安全通过。
先预测围岩的稳定性，然后确定合理的开挖与支护方式。
施工采用“短进尺，强支护”的施工方法，按照“以防为主，步步为营，稳中求快”的指导思想，坚持“少扰动，早喷护，强支护，勤测量，紧封闭”的施工原则，做好预测、预报工作，详细分析有关工程地质、水文地质资料，制定相应的预防措施。
在施工过程中，经常观察地质和地下水情况，检查支护、砼碹的受力状态，注意地形地貌变化。
如有险情，立即分析情况，采取措施迅速处理。
（2）塌方处理
施工过程中，一旦出现冒顶塌方情况，立即停止工作面掘进施工，疏散施工作业人员，并分析情况，及时制定处理方案。
根据在煤矿井巷工程中施工经验，塌方部位处理首先要进行临时锚喷支护，然后再进行格栅拱架（钢拱架）+挂网喷混凝土支护或钢筋混凝土衬砌永久支护，效果良好。
第五章生产系统
第一节通风
掘进工作面风量计算
一、风量计算、效验及局扇选型
1、漏风系数
P=1÷[1－（L÷100）×P100]
=1÷[1－（410÷100）×2％]
=1.09
式中：
P100—百米风筒漏风率，取2％；
L—根据实际掘进巷道送风长度，取410m；
P—漏风系数。
2、按瓦斯涌出量计算
Q2=100kq=100×1.7×1.5＝255m3/min
式中：
Q2——掘进工作面按瓦斯涌出量计算所需要的风量，m3/min；
k——掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数（K＝1.4～1.7，取1.7）；
q——绝对瓦斯涌出量，取1.5m3/min；
100—单位瓦斯涌出配风量。
3、按炸药消耗量计算掘进工作面实际需要的风量，采用下式计算
Q=10A=10×13.1=131m3/min
式中：
Q—采用压入式通风时稀释排除巷道炮烟所需风量，m3/min；
A—掘进最大炸药消耗量13.1kg；
10—每千克炸药爆炸不低于10m3的配风量。
4、按工作面交接班的最多人数计算
Q1=4NK＝4×36×1.25＝180m3/min
式中：
Q1——掘进工作面按人数计算所需要的风量，m3/min；
4——每人每分钟需要的标准风量，4m3/人；
N——掘进工作面同时工作的最多人数36人，按两班交接班时的人数；
K——备用系数；取1.25。
所以，依据上述计算,掘进工作面实际需要风量取以上最大值255m3/min。
二、掘进工作面风速验算
式中：
S——掘进巷道的净断面，m2。
由V=Q岩÷S÷60得V=255÷12.8÷60=0.33m/s
式中：
V——风速；
Q岩——掘进工作面实际需风量，255m3/min；
S岩——掘进巷道的净断面积，取12.8m2；
所得风速满足0.25m/s＜V＜4m/s的通风要求。
由此来确定局部通风机的实际工作风量:
Q扇=P×Q1=1.09×255=278m3/min
三、局扇、风筒规格选型
1、根据风量计算，掘进需风量278m3/min，选择2台FBDNo6.3/2×30kw对旋式局扇，其实际吸风量为370～600m3/min。
2、其中一台接至动力电源，另一台接至风机专用电源，两台局扇采用自动倒台装置实现自动倒台，可达到要求。
3、风筒采用抗静电、阻燃风筒，其风筒为φ800mm，保证工作面正常通风。
第二节压风、供水及排水
一、压风系统：
风源来自地面压风机房，压风机选用BLT——175A----24.1/7螺杆压缩机3台，压风主管路选用无缝钢管φ159×4.5，用2.5寸风管和1寸胶管接到工作面，地面风压为0.75Mpa。
压风系统：
地面压风机房→地面管路→副井→工作面。
二、供水系统：
地面静压水池→副井→工作面
三、排水系统：
工作面→副井→地面
工作面设潜水泵2台（1台备用），用2寸水管和胶管为排水管路。
四、压风、供水、排水系统规定
1、风管、静压水管距工作面迎头距离不超过30m，区队机修工必须随掘进工作面的推进而及时延设风水管。
供水、压风管选用2寸钢管，排水管选用3寸钢管。
2、供水管路每隔50m，压风管路每隔100m，均需设置一个三通阀门。
3、风压、水压必须达到规定要求。
4、水管漏水、风管跑风必须及时处理。
5、风、水管路遇硐室时，必须做风、水龙门，龙门高度不低于1.8m。
6、涌水量较大时，视情况施工临时水窝，进行排水工作。
7、工作面根据涌水量大小配备足够的排水设备。
8、各种管路要支设整齐，定期检修，无跑风漏水现象。
各种备件要码放整齐，设备实行挂牌管理。
第三节瓦斯抽放系统
在掘进110401运输石门时，只作探放瓦斯和水，待生产系统完成后进行瓦斯抽放。
第四节综合防尘
防尘水源来自本矿地面静压水池。
供水用2寸水管从静压水池接到工作面。
随掘进延伸每50米设三通一个，开口后设一道喷雾，随掘进延伸每50米设喷雾一道。
施工过程中采用湿式打眼，戴防尘口罩。
爆破用水泡泥、爆破喷雾，装岩（煤）前洒水，用水冲刷邦、顶，净化风流等防尘措施。
第五节防灭火
井口设消防材料库，存有灭火砂和各种消防器材，巷道定期清理杂物，设消防洒水管路，每100米设三通一个以配使用，作业中严禁各种废油脂随意倾倒井下
第六节供电
采用双回路电源供电，一回来自龙场35KV变电站，另一回来自姑开35KV变电站，进入地面变电所，形成双电源供电。
由变电所到副井井筒采用架空线路，副井井筒至工作面采用橡套电缆供电，电缆采用型号为MY0.38/0.66-3×35＋1×16的电缆，信号线采用型号为MY-4×4的电缆。
第七节运输
一、煤、矸装运方式
110401运输石门铺设22Kg轨道，600mm轨距，轨枕使用标准木轨枕，规格为：
1.2×0.1×0.12m。
轨木间距均为1.0m。
工作面采用人力装岩、人工推车到偏口处，挂车由副井提升出地面。
由地面铲车装载，汽车运输到矸石堆放场地。
水仓变坡点设挡车栏、阻车器。
二、材料、设备的运输方式
材料设备用矿车、架子车或平板车装载，绞车下放至主井底，人工推车至工作面装卸料。
第八节照明、通信和信号
一、照明:
施工过程中在打点硐室及挂钩地点安设作业照明灯。
二、通讯：
工作面设防爆电话一部，打点硐室设防爆电话一部直通调度室和地面绞车房。
第九节监测监控系统
根据上级有关文件精神，矿井在没有进行突出危险性鉴定之前，必须按突出矿井管理的规定，必须安装安全监测监控系统。
本矿采用重庆煤科院研制的KJ90NA型煤矿安全监测监控系统，全面监控井下的安全生产情况。
第六章劳动组织及主要技术经济指标
巷道掘进采用三、八制（每日三班，每班八小时）组织生产，每两个班一个循环，循环进度2.0米。
第一节劳动组织表
序号
工种
小班作业人员
工作内容
一
二
三
合计
1
班长
1
1
1
3
全面指挥，协调本班工作
2
打眼工
4
4
4
12
打眼、装药、开炮
3
绞车司机
1
1
1
3
开小绞车
4
爆破工
1
1
1
3
爆破落煤矸
5
电钳工
1
1
升级会员 