張雙樓礦5.0Mta新井設計【含CAD圖紙+文檔】
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摘 要
一般部分針對張雙樓礦井進行了井型為1.8Mt/a的新井設計。張雙樓礦井位于江蘇省徐州市境內,井田走向長約9.52km,傾向長約3.27km,面積約32.06km2。主采煤層為9煤,平均傾角20°,平均厚度5.8m。井田工業(yè)儲量為267.74Mt,可采儲量173.19Mt,礦井服務年限為74a。礦井正常涌水量為294m3/h,最大涌水量為453m3/h;礦井相對瓦斯涌出量為1.64m3/t,屬低瓦斯礦井。
根據(jù)井田地質條件,設計采用立井兩水平(暗斜井延深)開拓方式,井田采用全采區(qū)式布置方式,共劃分為十個采區(qū),軌道大巷、運輸大巷皆為巖石大巷,布置在9煤層底板巖層中。由于本礦井為低瓦斯礦井,故采用中央并列式為主要通風方式,另掘西風井輔助通風。
針對首采區(qū)西二采區(qū)采用了采區(qū)準備方式,采用兩翼對角式開采,共分為11個區(qū)段,并進行了運煤、通風、運料、排矸、供電系統(tǒng)設計。
針對9201工作面進行了采煤工藝設計。該工作面煤層平均厚度為5.6m,平均傾角19°,直接頂為砂質泥巖,老頂為泥巖。工作面采用長壁綜采放頂煤一次采全高采煤法。采用雙滾筒采煤機割煤,往返一次割兩刀。采用“四六制”工作制度,截深0.8m,每天六個循環(huán),循環(huán)進尺4.8m,月推進度144m。
大巷采用膠帶輸送機運煤,輔助運輸采用直流架線式電機車牽引固定箱式礦車。主井采用兩套帶平衡錘的12t箕斗提煤,副井采用多繩摩擦式提升機提升,裝備一套標準罐籠。
專題部分題目為《綜采工作面的瓦斯涌出規(guī)律及瓦斯涌出量的預測》,本文較系統(tǒng)的論述了煤層瓦斯的賦存狀態(tài)與煤對瓦斯的吸附作用以及煤層瓦斯運移的基本規(guī)律,通過資料的收集、整理和分析,總結了綜采工作面瓦斯?jié)舛确植肌⒉煽諈^(qū)瓦斯流動及其濃度分布規(guī)律。
翻譯部分題目為《Efficient mine microseismic monitoring》,主要介紹了高效礦井微震監(jiān)測方案的重要問題。
關鍵詞:張雙樓礦井; 立井兩水平; 采區(qū)布置; 綜采放頂煤; 中央并列式; 軟巖巷道; 瓦斯涌出規(guī)律; 瓦斯涌出量; 微震監(jiān)測
ABSTRACT
The general design is about a 1.80 Mt/a new underground mine design of Zhangshuanglou coal mine. Zhangshuanglou coal mine is located in Xuzhou, JiangSu province. It’s about 9.52 km on the strike and 3.27 km on the dip, with the 32.06 km2 total horizontal area. The minable coal seam is 9# with an average thickness of 5.8 m and an average dip of 20°. The proved reserves of this coal mine are 267.74 Mt and the minable reserves are 173.19 Mt, with a mine life of 74 a. The normal mine inflow is 294 m3/h and the maximum mine inflow is 453 m3/h. The mine gas emission rate is 1.64 m3/t which can be recognized as low gas mine.
Based on the geological condition of the mine, this design uses a shaft two level(dark deep inclined shaft extension) development method, and full mining area preparation ,which divided into ten mining area, and track roadway and belt conveyor roadway are all rock roadways, arranged in the floor rock of 9# coal seam. Taking into account of the low gas emission, mine main ventilation method use central listed ventilation.
The design applies mining area preparation against the first band of West Two which divided into 11 section totally, and conducted coal conveyance, ventilation, gangue conveyance and electricity designing.
The design conducted coal mining technology design against the 9201 face. The coal seam average thickness of this working face is 5.6 m and the average dip is 19°, the immediate roof is sandy mudstone and the main roof is mudstone. The working face applies longwall top coal caving mining mining method, and uses double drum shearer cutting coal which cuts twice each working cycle. "Four-Six" working system has been used in this design and the depth-web is 0.8 m with six working cycles per day, and the advance of a working cycle is 4.8 m and the advance is 144 m per month.
Main roadway makes use of belt conveyor to transport coal resource, and DC overhead line electric locomotive traction fixed box-type tramcar to be assistant transport. The main shaft uses double 12t skips to lift coal with a balance hammer and the auxiliary shaft uses multirope friction hoist mention and a standard cage.
The monographic study entitled " Longwall Face Gas Emission Law and Gas Emission Prediction ". This article discusses the basic law of the mode of occurrence of the coal seam gas adsorption of coal gas and coal seam gas migration and by data collection, collation and analysis, summed up the gas concentration distribution of mechanized mining face and goaf gas flow and concentration distribution of the law.
The title of the translated academic paper is " Efficient mine microseismic monitoring ". This paper mainly introduces the important issue of efficient mine microseismic monitoring programs.
Keywords:Zhangshuanglou coal mine; shaft two level; mining area layout; comprehensive caving; central parallel; soft rock roadway; gas emission law; gas emission prediction; microseismic monitoring 目 錄
一般部分
1 礦區(qū)概述及井田地質特征 8
1.1礦區(qū)概述 8
1.1.1 礦區(qū)地理位置 8
1.1.2 礦區(qū)的氣候條件 8
1.1.3 礦區(qū)的水文情況 8
1.2井田地質特征 9
1.2.1煤系地層 9
1.2.2井田地質構造 10
1.2.3 水文地質特征 12
1.3 煤層特征 13
1.3.1 煤層埋藏條件及風化氧化 13
1.3.2 煤層特征及圍巖性質 13
1.3.3 煤的特征 13
1.3.4瓦斯,煤塵及自燃 16
2 井田境界和儲量 18
2.1 井田境界 18
2.2 礦井工業(yè)儲量 18
2.3 礦井可采儲量 19
3 礦井工作制度、設計生產(chǎn)能力及服務年限 22
3.1 礦井工作制度 22
3.2 礦井設計生產(chǎn)能力及服務年限 22
3.2.1 礦井設計生產(chǎn)能力 22
3.2.2 井型校核 22
4 井田開拓 24
4.1井田開拓的基本問題 24
4.1.1 井筒形式的確定 24
4.1.2 井筒位置的確定采(帶)區(qū)劃分 26
4.1.3 工業(yè)場地的位置 27
4.1.4 開采水平的確定 27
4.1.5 礦井開拓方案比較 27
4.2 礦井基本巷道 33
4.2.1井筒 33
4.2.2 開拓巷道 35
4.2.3井底車場及硐室 35
5 準備方式——采區(qū)巷道布置 41
5.1 煤層地質特征 41
5.1.1 采區(qū)位置 41
5.1.2 采區(qū)煤層特征 41
5.1.3 煤層頂?shù)装鍘r石構造情況 41
5.1.4 水文地質 41
5.1.5 地質構造 41
5.1.6 地表情況 41
5.2 采區(qū)巷道布置及生產(chǎn)系統(tǒng) 41
5.2.1 確定采區(qū)各種巷道的尺寸、支護方式及通風方式 41
5.2.2 煤柱尺寸的確定 42
5.2.3 采區(qū)巷道的聯(lián)絡方式 42
5.2.4 采區(qū)接替順序 42
5.2.5 采區(qū)生產(chǎn)系統(tǒng) 42
5.2.6 采區(qū)內巷道掘進方法 43
5.2.7 采區(qū)生產(chǎn)能力及采出率 43
5.3 采區(qū)車場及主要硐室 44
5.3.1 確定采區(qū)車場形式 44
5.3.2 采區(qū)主要硐室布置 45
6 采煤方法 48
6.1 采煤工藝方式 48
6.1.1 采區(qū)煤層特征及地質條件 48
6.1.2 確定采煤工藝方式 48
6.1.3 回采工作面參數(shù) 49
6.1.4 回采工作面破煤、裝煤方式 49
6.1.5 回采工作面支護方式 53
6.1.6 端頭支護及超前支護方式 56
6.1.7 各工藝過程注意事項 57
6.1.8 回采工作面正規(guī)循環(huán)作業(yè) 58
6.2 回采巷道布置 61
6.2.1 回采巷道布置方式 61
6.2.2 回采巷道參數(shù) 61
7 井下運輸 64
7.1 概述 64
7.1.1 井下運輸設計的原始條件和數(shù)據(jù) 64
7.1.2 礦井運輸系統(tǒng) 64
7.2 采區(qū)運輸設備選擇 64
7.2.1 工作面及運輸平巷運輸設備的選擇 64
7.2.2 采區(qū)輔助運輸設備的選擇 64
7.3 大巷運輸設備選擇 67
7.3.1 軌道大巷運輸設備的選擇 67
7.3.2 運輸大巷運輸設備的選擇 69
8 礦井提升 71
8.1 概述 71
8.2 主副井提升 71
8.2.1 主井提升 71
8.2.2 副井提升 73
9 礦井通風及安全技術 74
9.1 礦井通風系統(tǒng)選擇 74
9.1.1 礦井概況 74
9.1.2 礦井通風系統(tǒng)的基本要求 74
9.1.3 礦井通風方式的確定 74
9.1.4 主要通風機的工作方式的確定 75
9.1.5 采區(qū)通風方式的選擇 76
9.1.6 工作面通風方式 77
9.1.7 回采工作面進回風巷道的布置 77
9.2 采區(qū)及全礦所需風量 78
9.2.1 采煤工作面所需風量計算: 78
9.2.2 備用工作面風量的計算 79
9.2.3 掘進工作面所需風 79
9.2.4 硐室需風量計算 80
9.2.5 其他用風巷道的需要風量計算 80
9.2.6 礦井總風量計算 81
9.2.7 確定采區(qū)及全礦的風量分配并確定礦井所需總風量 81
9.3 全礦通風阻力的計算 82
9.3.1 礦井通風總阻力計算原則 82
9.3.2 通風容易時期和困難時期的確定 82
9.3.3 礦井通風阻力計算 85
9.3.4 礦井總風阻等積孔計算 88
9.4 通風機選型 89
9.4.1 確定風機設計工況點 89
9.4.2 對礦井通風設備要求 92
9.5 防止特殊災害的安全措施 92
9.5.1 瓦斯管理措施 92
9.5.2 煤塵的防治 93
9.5.3 火的防治 93
9.5.4 水的防治 93
9.5.5 其他安全措施 94
9.5.6 避災線路 94
10 設計礦井基本技術經(jīng)濟指標 95
參考文獻 97
綜采工作面的瓦斯涌出規(guī)律及瓦斯涌出量的預測 99
0 引言 99
1 煤層瓦斯賦存及其流動理論 100
1.1 煤層瓦斯的賦存 100
1.1.1煤中瓦斯的賦存狀態(tài) 100
1.1.2煤的吸附理論 101
1.1.3影響煤層瓦斯含量的主要因素 101
1.2 瓦斯在煤層中運移到基本規(guī)律 102
1.2.1 瓦斯在煤層中的運移及流動 103
1.2.2 瓦斯在煤層中運移的基本參數(shù) 104
2綜采工作面瓦斯涌出基本規(guī)律的研究 105
2.1綜采工作面瓦斯來源分析 105
2.2 綜采工作面瓦斯?jié)舛确植家?guī)律 106
2.2.1采面瓦斯?jié)舛妊貎A向長方向的分布 107
2.2.2采面瓦斯?jié)舛妊刈呦蚍较虻姆植?107
2.3采空區(qū)瓦斯?jié)舛确植家?guī)律 107
2.3.1沿采空區(qū)長度方向瓦斯?jié)舛茸兓?guī)律 107
2.3.2沿采空區(qū)垂直高度方向瓦斯?jié)舛鹊淖兓?guī)律 108
2.3.3沿工作面寬度方向采空區(qū)瓦斯?jié)舛茸兓?guī)律 108
2.4涌出源瓦斯涌出基本規(guī)律 108
2.4.1綜采工作面瓦斯涌出特征 108
2.4.2煤壁瓦斯涌出特征及規(guī)律 109
2.5 瓦斯涌出量及其主要影響因素 110
2.5.1瓦斯涌出量概念 110
2.5.2影響瓦斯涌出的主要因素概述 110
3綜采工作面瓦斯涌出量預測方法 112
3.1傳統(tǒng)的瓦斯涌出量預測方法 112
3.1.1 統(tǒng)計預測法 112
3.1.2 煤層瓦斯含量法 112
3.1.3 分源預測法 113
3.2 預測基礎參數(shù)的測定方 113
3.2.1 煤壁瓦斯涌出量預測參數(shù)的測定方法 113
3.2.2落煤瓦斯涌出量預測參數(shù)的測定方法 115
4 結論 116
英文原文 119
中文譯文 130
致 謝 138
11
一 般 部 分
1 礦區(qū)概述及井田地質特征
1.1礦區(qū)概述
1.1.1 礦區(qū)地理位置
張雙樓煤礦位于徐州市西北,距徐州市約79km,在江蘇沛縣安國鎮(zhèn)境內,地理座標:東經(jīng)116°45′18″~116°52′27″,北緯34°46′56″~34°49′05″。本井田地表屬黃泛沖積平原,地面較為平坦,地面標高+37m~+39m。
井田內有礦到大屯鎮(zhèn)公路6.5km,并 8與徐州-沛縣公路相接,北上山東,南下徐州甚為便利;另有礦井鐵路專用線4.0km,通過徐沛鐵路與隴海線、符夾線相連;礦井東有京杭大運河,南有豐沛運河,交通十分方便(見圖1-1)。
礦區(qū)(居民點)現(xiàn)狀由張雙樓、陳莊、高莊、梅廟、梅海子、油坊口、袁莊七個自然村組成,居住總人口3461人,910戶。
圖1-1 張雙樓礦交通位置圖
1.1.2 礦區(qū)的氣候條件
本區(qū)屬北溫帶黃淮區(qū),氣象具有長江流域的過渡性質,接近北方氣候的特點,冬季寒冷干燥,夏季炎熱多雨。春季常有干旱及寒潮、霜凍等自然災害,但四季分明,氣候溫和。年平均氣溫13.8℃,日最高氣溫40.70℃(1996年7月18日),日最低氣溫-21.3℃(1967年1月4日)。年平均降水量811.7mm,最大年降水量1178.9mm(1977年)。全年以東南,偏東風為最多,年平均風速3.2m/s。
1.1.3 礦區(qū)的水文情況
區(qū)內地表水系較為發(fā)育,東緣微山湖(又稱南四湖),大沙河從北向南橫穿井田西部,東有徐沛河,區(qū)外南有豐沛河經(jīng)京杭大運河注入微山湖。微山湖歷史最高洪水位+37.46m。
1.2井田地質特征
本井田地表屬黃泛沖積平原,地面較為平坦,地面標高+37m~+39m。井田從1959年至2001年間,先后有169煤田地質勘探隊、江蘇省地質局煤田勘探大隊、147煤田地質勘探隊、大屯煤電公司地質勘探隊、江蘇省煤田地質勘探公司第四勘探隊、徐州礦務集團地質勘探工程處(簡稱地勘處)、江蘇物測隊、煤科院西安分院、山東物測隊在井田內進行多次地質勘探、水文地質勘探及物探工作,共施工鉆孔280個,總工程量160703.96m。完成地震測線 310條,總物理點11503個。
1.2.1煤系地層
本區(qū)地層屬華北型,煤系地層為石炭、二迭系,均為第四系或侏羅—白堊系所覆蓋。區(qū)內揭露的地層有奧陶系下統(tǒng)肖縣組(未揭穿)、馬家溝組,奧陶系中統(tǒng)閣莊組、八陡組,石炭系中統(tǒng)本溪組,石炭系上統(tǒng)太原組,二迭系下統(tǒng)山西組和下石盒子組,二迭系上統(tǒng)上石盒子組,侏羅—白堊系,第四系?,F(xiàn)按地層生成順序敘述如下:
1、奧陶系下統(tǒng)肖縣組(O1x)
本區(qū)僅一個鉆孔揭露,最大揭露厚度125m。巖性為灰~灰白色微帶肉紅色白云巖、灰質白云巖,夾灰黑色微晶灰?guī)r、泥礫灰?guī)r。
2、奧陶系下統(tǒng)馬家溝組(O1m)
本區(qū)僅一個鉆孔全層揭露,全組厚度約198m。巖性上部為灰色或呈淺褐色隱晶質灰?guī)r夾薄層白云巖和含白云質灰?guī)r;下部為似豹斑狀灰?guī)r,夾泥質條帶,與下伏肖縣組地層呈整合接觸。
3、奧陶系中統(tǒng)閣莊組(O2g)
本區(qū)僅個別鉆孔揭露,全組厚約113m。巖性由淺灰、灰白或淺褐色微晶狀白云巖、灰質白云巖夾薄層泥灰?guī)r、灰?guī)r組成,與下伏馬家溝組地層呈整合接觸。
4、奧陶系中統(tǒng)八陡組(O2b)
本區(qū)僅個別鉆孔揭露,全組厚約25m。由灰~棕灰色厚層狀質純隱晶質灰?guī)r夾薄層灰綠色泥巖組成。與下伏閣莊組地層呈整合接觸。
5、石炭系中統(tǒng)本溪組(C2b)
本區(qū)僅少數(shù)鉆孔揭露,全組厚約20~38/29m,為海陸交替相沉積。中、上部主要由淺灰色致密狀灰?guī)r夾灰綠色,雜色泥巖組成。下部為絳紫色泥巖及褐黃色鋁土質泥巖,偶含薄層灰?guī)r,底部為一層絳紫色鐵質泥巖與下伏奧陶系中統(tǒng)八陡組地層呈假整合接觸。
6、石炭系上統(tǒng)太原組(C3t)
本區(qū)大多數(shù)鉆孔揭露,全組厚145~179/159m,本組地層為海陸交互相沉積,是本區(qū)主要含煤地層之一,沉積旋回清晰,標志層明顯。發(fā)育了薄-厚層灰?guī)r十三層及十一層薄煤,其中:一、四、十二灰是全區(qū)標志層。本組主要由灰色細、中粒砂巖,灰黑色泥巖,砂泥巖、灰?guī)r和煤組成。一、二灰為生物化學巖,常具方解石晶體,四灰最厚,平均8.21m,且含燧石;十二灰中下部富含蜓科化石及燧石。
7、二迭系下統(tǒng)山西組(P11)
為本區(qū)主要含煤地層之一,整合于太原組地層之上,全組厚93~185/113m。本組地層屬過渡相沉積,即由瀉湖海灣波浪帶~瀉湖海灣~濱海沼澤相組成,沉積旋回明顯,大體可分為三個沉積旋回,含煤1~5層,其中7、9煤為本區(qū)主采煤層。
8、二迭系下統(tǒng)下石盒子組(P12)
為本區(qū)含煤地層之一,全組厚161~247/220m。本組為內陸湖泊沼澤相沉積。上段由雜色泥巖、砂泥巖間夾灰白~灰綠色粉細砂巖等組成,底部為一厚層狀淺灰~灰白色中細粒砂巖,局部為粗粒砂巖(柴砂)。下段由灰色或灰綠色夾紫紅色斑點泥巖,砂泥巖及灰色砂巖組成,局部發(fā)育有1~2層薄煤,均不可采,底部為一層灰白~灰綠色中粗粒砂巖(俗稱分界砂巖),全區(qū)穩(wěn)定,為本區(qū)對比標志層,本組地層與下伏山西組地層呈整合接觸。
9、二迭系上統(tǒng)上石盒子組(P21)
本區(qū)揭露殘留地層厚度12~175/101m。上部由雜色泥巖、砂質泥巖為主,間夾薄層灰綠、絳紫色砂巖,內含大量鋁土質和菱鐵質鮞粒,下部由紫紅、灰綠色中細粒砂巖為主,間夾雜色砂質泥巖及蛋青色薄層鋁土質泥巖、砂泥巖組成,底部為紫色或灰白色中~粗粒含礫石英砂巖(奎山砂巖)與下伏下石盒子組地層呈整合接觸。
10、侏羅-白堊系(J-K)
本區(qū)內揭露殘留地層最大厚度509m,平均290m。上部由深灰、暗紫色泥巖、砂泥巖夾砂巖組成。下部由絳紫色、紫紅色砂泥巖、灰綠色細砂巖夾礫巖組成。底部常有一層較厚的絳紫色、紫紅色含礫砂巖,礫石成份為石英巖、灰?guī)r等,礫徑1~6mm,厚度變化大,局部相變?yōu)樯澳鄮r或砂巖,與下伏地層呈不整合接觸。
11、第四系(Q)
為一套松散沉積物,由粘土、砂質粘土、細中粗砂及砂礫層組成。與下伏各系地層呈不整合接觸,厚度140~180m,在井田走向上由東北向西南增厚,傾向上中深部最薄,向兩側逐漸增厚。
綜合柱狀圖如圖1-2所示:
1.2.2井田地質構造
張雙樓井田是一個被東、西、南邊界斷層包圍的相對獨立的、完整封閉的地質構造單元,為一傾向NNW,走向略有變化的單斜構造,地層傾角一般在18~25°左右,井田內以張性斷層為主,壓性斷層較少,從走向可分為四組,第一組為NE向壓扭性斷裂,第四組為NW向張扭性斷裂,火成巖沿張性斷裂侵入煤層,局部使煤層變?yōu)樘烊唤梗秩胱罡邔游粸樯轿鹘M7煤,茲將區(qū)內主要構造發(fā)育情況簡述如下:
一、褶曲
井田內自東向西發(fā)育的褶曲依次為:馮家向斜、后周田背斜。分述如下:
1、馮家向斜:位于2~4勘探線,軸向NE42°,兩翼不對稱,東翼地層傾角22°,西翼傾角18°,向斜往淺部仰起,往深部延展并被F9斷層切割。
2、后周田背斜:位于4~6線,軸向與馮家向斜平等,兩翼教對稱,地傾角18°左右,向斜往淺部仰起,往深部由于受F9斷層水平扭動往W便宜,經(jīng)三維地震及大巷結露控制程度可靠。
圖 1-2 綜合柱狀圖
二、斷層
1、F1正斷層
位于3勘探線以東,走向NE38°至近南北向,傾向E,傾角70°,落差大于1000m,有Z58、Z1孔穿過,該斷層為井田的東部邊界斷層,亦是區(qū)域一級斷裂,調整兩盤滑移距離,控制可靠。
2、F9正斷層
位于01~17勘探線間,走向近EW 向,傾向S,傾角45~60°,落差40~120 m,延展長達9800m,為井田主要斷層有Z61、1-1、Z52、3-1、G2、Z65、G1、11-1、12-2、14-2,共10個鉆孔穿過,6線以西地震控制,以東未控制,該斷層傾角較緩,西部落差較大120m,而東部落差較小40m,被F1斷層切割,控制可靠。
三、巖漿巖
該井田巖漿巖活動主要表現(xiàn)在燕山晚期,以基性巖為主,巖漿巖侵入以F1斷裂為主要通道,呈巖床或巖脈侵入到煤系地層之中,鉆孔揭露巖漿巖侵入最高層位為四灰底,對太原組煤層有著一定的破壞作用。
經(jīng)鉆孔揭露有巖漿巖侵入到7煤,使煤層變?yōu)樘烊唤梗饕植荚?勘探線以東。侵入到9煤層的有鉆孔揭露,使煤層變?yōu)樘烊唤够蚓植客涛g,主要分布在3~9及13~16勘探線之間,侵入到煤系地層的巖漿巖有斜閃煌斑巖、閃長巖、安山巖等。
1.2.3 水文地質特征
張雙樓地區(qū)基巖含水層,包括煤系地層含水層和奧陶系灰?guī)r含水層均有隱伏露頭,即為第四系地層直接覆蓋。雖然各含水層水是來自大氣降水入滲,且第四系第Ⅲ段砂層含水量較大,但第四系下部有一層厚達72m的粘土隔水層段,底礫層多為砂泥質充填,含水性小,故其頂部可視為弱水邊界。本區(qū)地下水為一個四周隔水、頂部弱透水的相對封閉的水文地質單元。
根據(jù)鉆探及測井、抽(注)水試驗、簡易水文觀測、水文長觀孔及巷道、工作面實際揭露的水文地質資料,對本礦主要含水層水文地質特征敘述如下:
一、第四系砂巖或砂礫層孔隙含水層
第四系為一套松散沉積物,井田內厚度196~319m,平均250m,大體分為五段,包括三個含水層,一個弱透水層組和一個隔水層組。
二、二迭系砂巖裂隙含水層
二迭系地層包括上石盒子組(12~ 175/101m )、下石盒子組(165 ~247/220m)、山西組(93~ 158/112),總厚度433m,主要是由泥巖、砂質泥巖夾砂巖石組成。砂巖含水層據(jù)其厚度和富水情況主要是上石盒子組底部奎山砂巖、下石盒子中部砂巖(柴砂)、下石盒子組底部分界砂巖、下部7、9煤頂砂巖含水層。
三、石炭系太原組灰?guī)r巖溶裂隙承壓含水層
太原組地層為一套海陸交替相沉積,井田厚度158.64m,其中含薄層灰?guī)r14層,總平均厚度34.20m,占21.6%。據(jù)各灰?guī)r的富水程度及與煤層開采的關系程度。
四、石炭系本溪組砂泥巖隔水層組
本組地層厚20.90~38.35m,平均28.61m,主要為雜色泥巖、砂泥巖夾灰?guī)r、鋁土泥巖及灰?guī)r組成。據(jù)5-4孔流量測進資料反映幾乎無水,說明本溪組富水性微弱,局部含水,因而本組與太原組底部十三灰以下泥巖、砂泥巖段(厚11.50~20.07m平均14.43m)一起可視為隔水層組。
五、奧陶系灰?guī)r裂隙巖溶承壓含水層
井田內奧陶系地層包括八陡組、閣莊組、馬家組和肖縣組地層。其頂部八陡組厚22.78~30.13m,平均25.49m,由棕灰色隱晶質灰?guī)r夾綠色泥巖組成,裂隙不發(fā)育,細小裂隙被方解石充填,井田內9個孔揭露該層時均未漏水,5-4孔流量測井資料反映涌水量為零,說明該組灰?guī)r富水性極小,可視為隔水層段。奧陶系灰?guī)r含水層主要指的是閣莊組、馬家溝組灰?guī)r含水層。
本礦井正常涌水量為294m3/h,最大涌水量為453m3/h。
1.3 煤層特征
1.3.1 煤層埋藏條件及風化氧化
本井田大體呈東西走向,南北傾向,煤巖層傾角一般在15°~30°。煤層雖有露頭,但上覆240m左右的第四系厚松散層,風化作用對煤層影響不大,一般風氧化帶垂深小于防水煤柱厚度。僅鴛樓區(qū)精查報告對9煤層布置了控制煤層露頭的鉆孔,從煤質分析角度,僅獲得煤層氧化帶深度的資料,在垂深15.16m以上的煤質數(shù)據(jù)與9煤正常煤質數(shù)據(jù)相比Mad(%)增大0.48%左右,Vdaf(%)下降2.9,Y(mm)降低2左右,燃點降低,但總的變化不大,可以認為垂深15m左右為氧化帶下限,其下的煤質與正常無顯著差異。而風化帶的底界應在13.50m以上。
1.3.2 煤層特征及圍巖性質
本區(qū)主要含煤地層為二迭系山西組(P11),厚113m,含煤1~5層,平均累計厚度5.60m,含煤系數(shù)3.5%,含主要可采煤層2層,即7、9煤,平均總厚度12.8m。7煤頂板一般為深灰色、灰黑色的泥巖或砂泥巖。9煤頂板則普遍為灰~灰白色中粗粒砂巖。而7、9煤之間的厚層砂巖特征明顯,呈灰~灰白色中粗粒結構,成份以石英為主,沿層面分布零星的黑色炭質。
1.3.3 煤的特征
一、物理性質
7煤:黑~黑褐色,呈油脂~半暗淡光澤,鱗片狀及厚薄不等的條帶狀結構,條痕呈褐色,硬度 Ⅱ~Ⅲ,不規(guī)則斷口,內生裂隙發(fā)育,性脆易碎,為光亮~半暗型煤。
9煤:與7煤物理性質相似。鏡下鑒定結果:條帶狀結構明顯,局部能看到有絲炭物質所組成的線理結構。有機組份主要有絲炭物質組成,有少量凝膠化物質及角質分子。
表1-1 可采煤層原煤實測及礦采用容重統(tǒng)計表
煤層
7
9
測定值
1.31~1.55
1.24~1.49
礦采用值
1.36
1.37
二、煤層化學性質、工藝性能
(一)、化學性質
表1-2 可采煤層煤芯煤樣工業(yè)分析成果表
項目
煤層
水份
Mad(%)
灰份
Ad(%)
揮發(fā)份
Vdaf(%)
硫份
Std(%)
7
原
煤
0.55~3.401.76(66)
7.64~36.4317.94(66)
26.7~49.1237.86(65)
0.30~1.030.65(42)
精
煤
0.96~3.932.09(53)
4.96~10.8617.94(66)
32.71~49.0138.15(53)
0.39~0.620.52(12)
9
原
煤
0.99~3.981.87(74)
6.48~24.4413.26(74)
0.55~3.401.76(66)
0.22~1.660.76(15)
精
煤
0.88~3.542.02(7)
2.87~11.895.55(70)
33.13~40.9737.12(74)
0.45~1.140.65(15)
1、煤的揮發(fā)份(Vdaf )
區(qū)內各主要可采煤層原煤揮發(fā)份平均在36.04~54.93%之間,均為高揮發(fā)份煤, (見表1-2 )。
2、元素分析
區(qū)內各主要可采煤層碳、氫含量基本穩(wěn)定,干燥無灰基碳含量(Cdaf)平均在83.62~84.60%之間;干燥無灰基氫含量(Hdaf)平均在5.27~5.50%之間;干燥無灰基氮含量(Ndaf)平均在1.42%左右;干燥無灰基氧含量(Odaf)平均在8.94~9.53%之間,各煤層元素分析見表1-3 。
表1-3 可采煤層元素分析統(tǒng)計表
煤層
煤種
Cdaf(%)
Hdaf(%)
Ndaf(%)
Odaf(%)
7
氣煤
81.39~84.8183.62(21)
5.02~5.775.50(21)
0.68~1.501.42(21)
8.34~11.599.53(21)
9
氣煤
83.26~92.9584.60(27)
5.29~6.345.27(27)
1.25~1.611.42(27)
6.78~13.848.94(27)
3、煤的有害成份
⑴水份(Mad)
區(qū)內各可采煤層原煤水份在1.13~1.87%之間變化。
⑵灰份(Ad)
原煤中外在灰份較多,精選后大部份可剔除掉,因火成巖侵入造成局部煤層變質為天然焦,以及采樣過程中泥漿或夾矸的混入也是造成部分煤樣灰份增高的原因。如表1-4。
表1-4 煤層灰份產(chǎn)率級別數(shù)量統(tǒng)計表
煤層
原煤灰份產(chǎn)率
合計點數(shù)
Ad<10%
Ad>10-15%
Ad>15-25%
Ad>25-40%
點數(shù)
百分比%
點數(shù)
百分比%
點數(shù)
百分比%
點數(shù)
百分比%
7
6
9
19
29
32
48
9
14
166
9
24
32
23
31
23
31
4
6
174
合計
30
41
42
60
55
79
13
20
340
⑶硫(St,d)
區(qū)內各可采煤層平均含硫量變化較大,各煤層原煤含量在0.65~3.62%之間,7、9煤原精煤含硫量在量0.52~0.67%均為特低硫煤。(見表1-2)。
⑷灰份及灰融性、灰渣特征
區(qū)內各主要可采煤層煤灰成份及灰渣均以SiO2和Al2O3為主,屬于酸性。
煤灰的熔融性主要取決于煤灰的化學成份,區(qū)內各煤層灰熔點溫度測試情況見表1-5。
表1-5 可采煤層灰熔點溫度測試情況
煤
層
軟化溫度(ST)
級別
≤1000
1100-1250
1250-1500
>1500
7
/
/
5
4
高-難熔灰份
9
/
5
5
1
低-高熔灰份
從表中可以看出:7煤為高~難熔灰份;9煤為低~高熔灰份。
(二)工藝性能
1、發(fā)熱量(Qgr.d)
各可采煤層發(fā)熱量見表1-6,從表中可以看出:
⑴原煤發(fā)熱量:區(qū)內各可采煤層原煤干燥基高位發(fā)熱量在27.79~29.51MJ/kg之間,為中高發(fā)熱量煤。
⑵精煤發(fā)熱量:區(qū)內各可采煤層精煤干燥基高位發(fā)熱量在30.68~31.68MJ/kg之間,為高發(fā)熱量煤。
表1-6 可采煤層煤芯煤樣工業(yè)分析成果表
項目
煤層
發(fā)熱量(MJ/kg)
Qb.ad
Qgr.d
Qnet.d
7
原煤
19.90-31.06
27.19(33)
20.24-32.08
27.79(33)
19.08-29.96
26.33(10)
精煤
29.32-31.55
30.82(6)
30.75-31.85
30.68(6)
29.05-31.83
30.46(6)
9
原煤
23.48-32.30
29.05(46)
23.72-32.65
29.51(48)
25.32~30.59
28.49(12)
精煤
27.77~32.46
30.68(9)
29.75~32.93
31.68(9)
28.68~31.84
30.52(8)
區(qū)內煤質較為穩(wěn)定,據(jù)煤質化驗成果各主要煤質指標分級見表1-7。
表1-7 主要煤質指標分級一覽表
煤煤層
精煤揮發(fā)
份(Vdaf)
原煤灰份
原煤含硫(Std)
原煤發(fā)熱量(Qgr.d)
結性
煤類
符號
數(shù)碼
Ad
熔融性
7
38.15
灰
高-難熔
特低
中高
等
氣煤
QM
44
9
37.12
低灰
低-高熔
特低
中高
等
氣煤
QM
44
從表中可以看出:山西組7、9煤可作為電力、船舶、鍋爐用煤及其它工業(yè)用煤,另也可作為良好的煉焦配煤。
1.3.4瓦斯,煤塵及自燃
一、瓦斯
地質勘探及補充勘探期間,區(qū)內先后共采集了17個瓦斯樣,其中山西組7煤8個,9煤9個,各煤層瓦斯含量測定成果見表1-8及表1-9。
表1-8 可采煤層鉆孔瓦斯含量測定成果統(tǒng)計表
煤層
CH4
C02
N2
C2H6
C3H8
i-C4h10
備注
7
0.1
0.169-1.74
0.507(7)
0.01
9
0.004-0.28
0.124(3)
0.088-0.738
0.346(9)
0.022
0.047
0.001
表1-9可采煤層鉆孔瓦斯自然成分統(tǒng)計表
煤層
CH4
C02
N2
C2H6
C3H8
i-C4H10
7
2.94-5.27
4.11(2)
10.6-50.45
26.21(8)
44.28-89.35
72.75(8)
0.05
9
0.26-18.34
9.11(3)
5.65-50.76
19.28(9)
40.51-94.35
77.24(9)
0.01-1.29
0.45(3)
2.53
0.04
主要可采煤層9煤絕對瓦斯涌出量為4.98m3/min,相對瓦斯涌出量為1.64m3/t
根據(jù)礦井瓦斯瓦斯涌出情況資料,結合鉆孔瓦斯測定情況,按照《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定,日產(chǎn)一噸煤沼氣涌出量在10m3以下的為低沼氣礦井,故張雙樓煤礦應屬于低沼氣礦井。
二、煤塵
本區(qū)共采取煤塵爆炸樣13個,其中山西組7煤6個,9煤7個,各可采煤塵爆炸性試驗成果見表1-10
表1-10 可采煤塵爆炸性試驗成果表
煤層
采樣點數(shù)
火焰長度
抑制煤塵爆炸最低巖粉量(%)
7
6
>150∽400/342
70∽95/88
9
7
>400
85∽95/89
根據(jù)煤塵爆炸性試驗指標,各煤層抑制煤塵爆炸最低巖粉量均在70%以上,煤塵爆炸性指數(shù)在43%左右,均屬于煤塵爆炸危險性煤層。
三、煤的自燃傾向
區(qū)內各可采煤層均為氣煤、氣肥煤,共采取13個煤層自燃傾向試驗樣。其中山西組7煤5個,9煤8個,其試驗結果見成果表1-11。
表1-11煤層自燃傾向試驗成果表
煤層
燃點
△T(1-3)
煤的自燃傾向系數(shù)
T1
T2
T 3
7
336~370
346(5)
327~343
332(5)
319~339
327(5)
9~44
20(5)
不易自燃
9
335~354
345(8)
328~349
337(8)
318~342
325(8)
5~39
20(8)
不易自燃
井田內煤層的自燃發(fā)火期一般為3∽6個月,根據(jù)煤炭科學研究總院重慶分院2004年9月24日對張雙樓煤礦山西組7煤、9煤所做的自燃傾向等級鑒定報告,自燃發(fā)火期分別為7煤157天,9煤140天,山西組7、9煤均為不易自燃煤層,根據(jù)自燃傾向性分類,礦井7、9煤定為不易自燃煤層。但在井下局部構造地段,煤層實際發(fā)火期與鑒定的數(shù)據(jù)出入較大,發(fā)火期明顯減少,今后在采掘活動中應引起足夠的重視,并超前做好防范措施。
2 井田境界和儲量
2.1 井田境界
張雙樓煤礦井田東起F1大斷層,西為自然邊界,南到-200m水平煤層底板等高線,北到-1200m水平煤層底板等高線。水平標高為-200m~-1200 m,井田走向長為8.15-10.89km,平均走向長度為9.52km;傾斜寬為2.43-3.76km,平均傾斜寬為3.27km,平均傾角為20°,井田的水平寬度為2.20-3.41km,水平面積為32.06km2。
2.2 礦井工業(yè)儲量
礦井工業(yè)儲量是指在井田范圍內,經(jīng)地質勘探,煤層厚度和質量均合乎開采要求,地質構造比較清楚礦井儲量。
本礦井設計對9煤層進行開采設計,其煤層厚度為5.8m,平均傾角為20°,基巖無出露,均為松散層覆蓋。
本次儲量計算是在精查地質報告提供的1:5000煤層底板等高線圖上計算的,儲量計算可靠。
對9煤層采用塊段法計算工業(yè)儲量。
地質塊段法就是根據(jù)一定的地質勘探或開采特征,將礦體劃分為若干塊段,在圈定的塊段法范圍內可用算術平均法求得每個塊段的儲量。煤層總儲量即為各塊段儲量之和,每個塊段內至少應有一個以上的鉆孔。塊段劃分如圖2-1所示。
圖2-1 塊段劃分示意圖
根據(jù)《煤炭工業(yè)設計規(guī)范》,求得以下各儲量類型的值:
(1)礦井地質資源量
礦井地質資源量可由以下等式計算:
(2-1)
式中:——礦井地質資源量,Mt;
——煤層平均厚度,m;
——煤層底面面積,m3;
——煤容重,t/m3。
將各參數(shù)代入(2-1)式中可得表2-1,所以地質儲量為:
=273.19
表2-1 煤層地質儲量計算
煤層
塊段
傾角/(°)
塊段面積/km2
煤厚/m
容重/t/m3
儲量/Mt
總儲量/Mt
9
一
26.1
5.76
5.8
1.37
51
273.19
二
19.3
2.56
5.8
1.37
21.55
三
19.9
4.15
5.8
1.37
35.07
四
17.9
7.6
5.8
1.37
63.46
五
22
6.84
5.8
1.37
58.62
六
19.8
5.15
5.8
1.37
43.49
(2)礦井工業(yè)儲量
根據(jù)鉆孔布置,在礦井地質資源量中,60%探明的,30%控制的,10%推斷的。根據(jù)煤層厚度和煤質,在探明的和控制的資源量中,70%的是經(jīng)濟的基礎儲量,30%的是邊際經(jīng)濟的基礎儲量,則礦井工業(yè)資源/儲量由式計算。
礦井工業(yè)儲量可用下式計算:
(2-2)
式中 ——礦井工業(yè)資源/儲量;
——探明的資源量中經(jīng)濟的基礎儲量;
——控制的資源量中經(jīng)濟的基礎儲量;
——探明的資源量中邊際經(jīng)濟的基礎儲量;
——控制的資源量中經(jīng)濟的基礎儲量;
——推斷的資源量;
——可信度系數(shù),取0.7~0.9。地質構造簡單、煤層賦存穩(wěn)定的礦井,值取0.9;地質構造復雜、煤層賦存較穩(wěn)定的礦井,取0.7。該式取0.8。
114.75(Mt)
57.37(Mt)
49.17(Mt)
24.59(Mt)
21.86(Mt)
因此將各數(shù)代入式2-2得:267.74(Mt)
2.3 礦井可采儲量
(1) 礦井設計資源量
礦井設計資源儲量按式(2-3)計算:
(2-3)
式中:Zs ——礦井設計資源/儲量
P1 ——斷層煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建筑煤柱等永久煤柱損失量之和。
下面分別計算井田斷層煤柱和井田境界煤柱以及井田沉缺區(qū)損失煤量:
井田斷層煤柱損失量:該井田主要斷層為煤田中部的F9大斷層,在煤層底板等高線圖上可量得其東西長度約為10km,在兩邊各留50m寬帶保護煤柱,則可計算得煤柱損失量為P11=10000*50*2*5.8*1.37=7.94(Mt)
井田境界煤柱損失量:該井田東部以F1斷層為邊界,長度約為4.46km,在井田一側留50寬煤柱;其西、北、南三部均為自然邊界量得其總長度約為22km,在井田一側留30m的保護煤柱,則可計算得煤柱損失總量為P12=4460*50*5.8*1.37+22000*30*5.8*1.37=7.02(Mt)
井田沉缺區(qū)損失煤量:在該井田中由于巖漿入侵形成一片沉缺區(qū),其面積約為1.36km2,故損失煤量為P13=1.36/cos18°*5.8*1.37*1000000=11.36(Mt)
綜上P1=P11+P12+P13=7.94+7.02+11.36=26.32(Mt)
所以礦井設計資源儲量為Zs=Zg-P1=267.74-26.32=241.42(Mt)
(2) 礦井設計可采儲量
礦井設計可采儲量可按式(2-4)計算:
Zk=(Zs-P2)C (2-4)
式中:Zk——礦井設計可采儲量:
P2——工業(yè)場地和主要井巷煤柱損失量之和;
C——采區(qū)采出率,厚煤層不小于75%;中厚煤層不小于80%;薄煤層不小于85%。本井田煤層厚5.8m,為厚煤層,故C取75%。
(3)工業(yè)廣場保護煤柱
根據(jù)《煤炭工業(yè)設計規(guī)范》不同井型與其對應的工業(yè)廣場面積見表2-2。第5-22條規(guī)定:工業(yè)廣場的面積為0.8-1.1平方公頃/10萬噸。本礦井設計生產(chǎn)能力為180萬噸/年,所以取工業(yè)廣場的尺寸為400m×540m的長方形。煤層的平均傾角為20度,工業(yè)廣場的中心處在井田走向的中央,傾向中央偏于煤層中上部,其中心處埋藏深度為-638m,該處表土層厚度為140~180m,主井、副井,地表建筑物均布置在工業(yè)廣場內。工業(yè)廣場按Ⅱ級保護留維護帶,寬度為20m。本礦井的地質掉件及沖積層和基巖層移動角見表2-3。
表2-2 工業(yè)場地占地面積指標
井 型(萬t/a)
占地面積指標(公頃/10萬t)
240及以上
1.0
120-180
1.2
45-90
1.5
9-30
1.8
表2-3 巖層移動角
廣場中心深度/m
煤層傾角
煤層厚度/m
沖擊層厚度/m
ф
δ
γ
β
-638
18°
5.8
120
45
74
62
64
由此根據(jù)上述以知條件,畫出如圖2-2所示的工業(yè)廣場保護煤柱的尺寸:
表2-2 工業(yè)廣場保護煤柱
由CAD圖可得到上圖中梯形的面積為1.25km2,則工業(yè)廣場壓煤面積為:
S=1.25÷cos18°=1.32km2
工業(yè)廣場的煤柱量為:
Zx=S×M×R
式中:Z——工業(yè)廣場煤柱量,萬噸;
S——工業(yè)廣場壓煤面積,㎡;
M——煤層厚度5.8m;
R——煤的容重,1.37t/m3。
則: Z9煤=1.32*1000000*5.8*1.37=10.5Mt
綜上,由式2-4可得礦井設計可采儲量為:
Zk=(241.42-10.5)*0.75=173.19(Mt)
3 礦井工作制度、設計生產(chǎn)能力及服務年限
3.1 礦井工作制度
按照《煤炭工業(yè)礦井設計規(guī)范》中規(guī)定,參考《關于煤礦設計規(guī)范中若干條文修改的說明》,確定本礦井設計生產(chǎn)能力按年工作日330天計算,四六制作業(yè)(三班生產(chǎn),一班檢修),每日三班出煤,凈提升時間為16小時。
3.2 礦井設計生產(chǎn)能力及服務年限
3.2.1 礦井設計生產(chǎn)能力
本井田儲量豐富,設計開采煤層賦存穩(wěn)定,煤層厚度大部分比較穩(wěn)定,屬厚煤層(5.8m),為緩傾斜煤層(傾角 20°)。礦井總的工業(yè)儲量為246.50Mt,可采儲量為157.26Mt。因地質構造簡單,同時煤田范圍較大,開采技術好的礦井應建設大型礦井,故本設計初步確定礦井的設計生產(chǎn)能力為180萬t。
3.2.2 井型校核
下面按礦井的實際煤層開采能力,各輔助生產(chǎn)環(huán)節(jié)的能力,儲量條件及安全條件因素對井型進行校核:
1)煤層開采能力
礦井的開采能力取決于回采工作面和采區(qū)的生產(chǎn)能力,根據(jù)本設計第四章(礦井開拓)與第六章(采煤方法)的設計可知,該礦由于煤層地質條件較好,9煤層厚度較厚,布置一個綜采放頂煤工作面完全可以達到本設計的產(chǎn)量。
2)輔助生產(chǎn)環(huán)節(jié)的能力校核
本礦井為大型礦井,開拓方式為立井兩水平開拓加暗斜井延深,主井提升容器為兩對12t底卸式提升箕斗,運煤能力和大型設備的下放可以達到設計井型的要求。工作面生產(chǎn)的原煤一律用強力膠帶輸送機運到采區(qū)煤倉,運輸能力也很大,自動化程度較高。輔助運輸采用雙層罐籠,大巷輔助運輸采用600mm軌距的1.5t固定車廂式礦車,同時本礦井井底車場調車方便,通過能力大,滿足矸石,材料和人員的調動要求。所以各輔助生產(chǎn)環(huán)節(jié)完全可以達到設計生產(chǎn)能力的要求。
3)通風安全條件的校核
本礦井瓦斯含量低,屬于低瓦斯礦井。水文地質條件中等,在副井中鋪設兩趟水管路可以滿足排水要求。礦井采用分區(qū)域式通風,有專門的風井,可以滿足要求。井田內大斷層有南豐斷層,對于開拓有一定的影響,留設有保護煤柱,所以各項安全條件均可以得到保證,不會影響礦井的設計生產(chǎn)能力。
4)儲量條件校核
礦井的設計生產(chǎn)能力應與礦井的工業(yè)儲量相適應,以保證有足夠的服務年限。
礦井服務年限的計算:
T = Z/(A*K) (3-1)
式中:T——礦井設計服務年限,年;
Z——礦井可采儲量,173.19Mt;
A——礦井設計生產(chǎn)能力,180萬t /a;
K——儲量備用系數(shù),取1.3;
由上式得:T=173.19/(1.8*1.3)=74a
因此,本礦井的開采年限符合規(guī)范的要求。
本設計中第一
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上傳時間:2019-11-04
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