理工大通风安全学课程设计

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资源描述
-目 录前言.1一、矿井根本概况.2二、矿井通风系统选择.3 2.1设计原那么.3 2.2设计步骤.3 2.3掘进通风方法.3三、矿井总风量计算与分配.4 3.1矿井需风量计算.4 3.1.1生产工作面需风量计算.4 3.1.2掘进工作面需风量计算.6 3.1.3硐室实际需要风量.83.1.4矿井总风量.9 3.2矿井总风量的分配.9 3.2.1分配原那么.9 3.2.2分配风量 .9四、矿井通风总阻力计算.10 4.1矿井通风总阻力计算的原那么.10 4.2矿井通风总阻力的计算方法.10 4.3矿井总风阻及总等积孔的计算.17五、选择矿井通风设备.18 5.1选择矿井通风设备的根本要求.18 5.2主要通风机的选择.18 5.3选择通风机.19 5.4选择电动机.21六、通风耗电费用概算.226.1主要通风的耗电量.22 6.2局部通风机的耗电量.22 6.3通风总耗电量.22 6.4吨煤通风耗电量.22 6.5吨煤通风耗电本钱.23结语.23参考文献.23前言 矿井通风设计是整个矿井设计的主要组成局部,是保证矿井平安生产的重要一环,矿井通风设计的根本任务是建立一个平安可靠、技术先进、经济合理的矿井通风系统。矿井设计的主要依据:矿区气候资料、井田地质地形、煤层瓦斯风化带垂深、各煤层瓦斯含量、瓦斯压力及梯度、煤层自然发火倾向、发火周期、煤尘爆炸危险性及爆炸指数、矿井设计生产能力及效劳年限、矿井开拓方式及采区布置、回采顺序、开采方法等。 矿井通风设计应满足一下要求: 1将足够的新鲜空气有效的送到井下工作场所,保证生产和创造良好的工作条件。 2通风系统简单、风流稳定、易于管理、具有抗灾能力。 3发生事故时,风流易于控制,人员便于撤出。 4有符合规定的井下平安环境监测系统或检测措施。5系统的基建投资省、营运费用低、综合经济效益好。矿井通风设计是学完通风平安学课程后进展,是学生理论联系实际的重要实践教学环节,是对学生进展的一次综合性专业设计训练。依照教师精心设计的题目,按照大纲的要求进展,我们在规定的时间独立完成了本次课程设计的全部容。但由于本人设计水平有限,难免有疏漏和错误之处,还敬请教师指正。一、矿井根本情况介绍1.1煤层地质情况:单一煤层,倾角20,煤层平均厚度3米,为III级自燃煤层,相对瓦斯涌出量11 m3/t,绝对瓦斯涌出量为20.83 m3/min,经过抽采,瓦斯涌出量变为12 m3/min,煤尘有爆炸危险。1.2井田围:设计第一水平深度540m,走向长度9070m,倾斜长度2000m.1.3矿井生产任务:设计年产量90万t。1.4矿井开拓与开采:立井单水平上下山开拓,用竖井主要石门开拓,在底板岩层中开掘岩石大巷,双翼采区准备,按照一井一面布置生产,采掘比为1:2,井下同时工作的人数最多为200人。1.5自然风压及风硐阻力:最大和最小时的自然风压分别为50Pa和150Pa,风硐阻力为120Pa。1.6井巷尺寸及其支付情况表1-1 井巷尺寸及支护情况井巷名称井巷特征及支护情况巷长m断面积m2副井圆形 ,罐笼,有梯子间,直径5.5m,混凝土碹54015.9井底车场巷道拱形,混凝土碹,壁面抹浆32016主要运输石门拱形,混凝土碹,壁面抹浆8016主要运输巷拱形,混凝土碹,壁面抹浆12016采区上山拱形,料石碹80015工作面平巷梯形,锚杆,巷道宽度3.5m6007.0联络眼梯形,锚杆,巷道宽度3.5m304.0采区车场拱形,料石碹18015采煤工作面拱形,液压支架,控顶距4.2-5.2m,综采13014.1回风石门梯形,锚喷2008主要回风大道拱形,混凝土碹,壁面抹浆20008回风井混凝土碹不平滑,风井直径D=4m15012.6二、矿井通风系统选择选择合理的局部通风方法、风筒类型与直径,计算局部通风阻力、选择局部通风机及掘进通风平安技术措施、装备。2.1设计原那么根据开拓、开采巷道布置、掘进区域煤岩层的自然条件以及掘进工艺,确定合理的局部通风方法及其布置方式,选择风筒类型和直径,计算风筒出入口风量,计算风筒通风阻力,选择局部通风机。局部通风是矿井通风系统的一个重要组成局部,其新风取自矿井主风流,其污风又排入矿井主风流。其设计原那么可归纳如下:(1)矿井和采区通风系统设计应为局部通风创造条件;(2)局部通风系统要平安可靠、经济合理和技术先进;(3)尽量采用技术先进的低噪、高效型局部通风机;(4)压人式通风宜用柔性风筒,抽出式通风宜用带刚性骨架的可伸缩风筒或完全刚性的风筒。风筒材质应选择阻燃、抗静电型;(5)当一台风机不能满足通风要求时可考虑选用两台或多台风机联合运行。2.2设计步骤 (1)确定局部通风系统,绘制掘进巷道局部通风系统布置图; (2)按通风方法和最大通风距离,选择风筒类型与直径; (3)计算风机风量和风筒出口风量; (4)按掘进巷道通风长度变化分阶段计算局部通风系统总阻力; (5)按计算所得局部通风机设计风量和风压,选择局部通风机;(6)按矿井灾害特点,选择配套平安技术装备。2.3掘进通风方法根据矿井实际情况,选择两翼对角式通风方式。掘进通风方法分为利用矿井总风压通风和利用局部动力设备通风的方法,局部通风机通风是矿井广泛采用的掘进通风方法,它是由局部通风机和风筒或风障组成一体进展通风,按其工作方式可分为:1压入式通风2抽出式通风3混合式通风 经过比照,从技术性和经济性两方面考虑,此矿井选用两翼对角式通风方式。 三、 风量计算及风量分配3.1矿井需风量计算 对设计矿井的风量,可按两种情况分别计算: 一种是新矿区无邻近矿井通风资料可参考时,矿井需要风量应按设计中井下同时工作的最多人数和按吨煤瓦斯涌出量的不同的吨煤供风量计算,并取其中最大值。在矿井设计中吨煤瓦斯涌出量的计算,根据在地质勘探时测定煤层瓦斯含量,结合矿井地质条件和开采条件计算出吨煤瓦斯涌出量,再计算矿井需风量。另一种是依据邻近生产矿井的有关资料,按生产矿井的风量计算方法进展。其原那么是:矿井的供风量应保证符合矿井平安生产的要求,使风流中瓦斯、二氧化碳、氢气和其它有害气体的浓度以及风速、气温等必须符合规程有关规定。创造良好的劳动环境,以利于生产的开展。课程设计是在收集实习矿井资料根底上进展的,故可按此种方法计算矿井风量。即按生产矿井实际资料,分别计算设计矿井采煤工作面、掘进工作面、硐室等所需风量,得出全矿井需风量,即由里往外计算方法。3.1.1生产工作面需风量计算 每个回采工作面实际需要风量,应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面气温、风速和人数等规定分别进展计算,然后取其中最大值。此矿井属高瓦斯矿井(1)高瓦斯矿井按照瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算 根据煤矿平安规程规定,按回采工作面回风流中瓦斯或二氧化碳的浓度不超过1的要求计算:式中:Qc回采工作面实际需要风量,m3/s ;qc回采工作面回风巷风流中瓦斯或二氧化碳的平均绝对涌出量,m3/s;KCH4采面瓦斯涌出不均衡通风系数。正常生产条件下,连续观测1个月,日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值。此矿井采用综合机械化采煤,查表可取KCH4=1.5,由题目可知回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量qc=12 m3/min=0.2 m3/那么Qc=1000.21.5=30 m3/s (2)按工作面温度选择适宜的风速进展计算见表5-3 m3/s式中:Vc采煤工作面风速,m/s;Sc采煤工作面的平均断面积,m2。表3-1 Kcw回采工作面温度与对应风速调整系数回采工作面空气温度采煤工作面风速m/s配风调整系数K温180.30.80.9018200.81.01.0020231.01.51.001.1023261.51.81.101.2526281.82.51.251.428302.53.01.41.6 由题目可得采煤工作面的平均断面积Sc=14.1m2,温度一般在21左右,查表得Vc=1.01.5,取Vc=1.0m/s.那么Qc=1.014.1=14.1 m3/s (3)按回采工作面同时作业人数每人供风不小于4m3/min,即不小于0.07 m3/s那么 m3/s式中:N采煤工作面同时工作人数。由题目得N=20 那么Qc=42060=1.33m3/s (4)按风速进展验算: m3/s式中:S工作面平均断面积,S=14.1 m2。 那么0.2514.1Qc414.1m3/s那么工作面所需风量Qc=30m3/s (5)备用工作面所需风量 备用工作面所需风量生产工作面需风量50%, 那么备用工作面所需风量为15 m3/s。3.1.2掘进工作面需风量计算煤巷、半煤岩巷和岩巷掘进工作面的需风量,应按以下因素分别计算,取其最大值。1按瓦斯二氧化碳涌出量计算: Q=100kQK =1000.5121.9 =1140m/min=19 m3/s式中 Q掘进工作面实际需风量,m/min Q掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量,m/min K掘进工作面因瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数。即掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量与平均绝对瓦斯涌出量之比。通常,机掘工作面取1.52.0;炮掘工作面取1.82.0。因为这些工作面为炮掘,所以取1.9。2按掘进工作面同时工作最多人数计算:Q=4n =420 =80m/min =1.3m/s式中 n掘进工作面同时工作的最多人数,人 A掘进工作面一次爆破使用的最大炸药量,kg3按局部通风机吸风量计算Qhi=Qhfikhfi=2501.2=300 m3/min=5m3/s式中:Qhfi第i个掘进工作面同时运转的局部通风机额定风量的和各种通风机的额定风量按下表选取。 khfi为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数,一般取1.21.3.进风巷道无瓦斯涌出时取1.2,有瓦斯涌出时取1.3。表3-2 各种局部通风机的额定风量风机型号额定风量m3/minT-51(5.5kW)150T-52( 11kW)200T-61( 14kW)250T-62( 28kW)300选择T-62型局部通风机,其额定风量为300m3/min4按风速进展验算:因为这些掘进工作面是按煤巷掘进,所以应满足: 600.25SQ604S 157.5Q2520m/min 2.63Q42m/s综合上述掘进工作面需风量取19m/s。掘进工作面需风量之和为=192=38m/s。3.1.3硐室实际需要风量 硐室实际需要风量应按矿井各个独立通风硐室实际需要风量的总和计算即式中:Q火火药库实际需要风量,按每小时4次换气量计算,即Q火=4V/60=0.07V (m3/s);V井下爆炸材料库的体积,m3,包括联络巷道在的火药库的空间总体积(m3),一般按经历值给定风量,大型火药库供风100150m3/min;中小型火药库供风60100m3/min;取Q火=120 m3/min=2 m3/sQ充充电硐室实际需要风量,应按回风流中氢气浓度小于0.5%计算,但不得小于100m3/min,或按经历值给定100200m3/min;取Q充=150 m3/min=2.5 m3/s机电硐室需要风量应根据不同硐室设备的降温要求进展配风,选取硐室风量,须保证机电硐室温度不超过30,其它硐室温度不超过26。Q机大型机电硐室实际需要风量,应按机电设备运转的发热量计 算即Wi 机电硐室中运转的机电总功率,kW;(1-i ) 机电硐室的发热系数,应根据实际考察的结果确定,也可取以下数值,空气压缩机房取0.200. 23;水泵房取0.020.04;8601kW/h的热当量数,千卡;i 机电设备效率;t机电硐室进回风流的气温差,;Q采硐 采区绞车房或变电硐室实际需要风量,按经历供应风量6080 m3/min ;取Q采硐=60 m3/min=1 m3/s,共有两个变电所和一个绞车房,那么Q采硐=3 m3/sQ其它硐 其它硐室所需风量,根据具体情况供风。 那么硐室实际需风量Q硐=2+2.5+3=7.5 m3/s3.1.4矿井总风量 矿井总风量按下式计算式中:Qkj 矿井总进风量,m3/s;Qcj 采煤工作面实际需要风量总和,m3/s;Qjj 掘进工作面实际需要风量总和,m3/s;Qdj 独立通风的硐室实际需要风量总和,m3/s;Qgj矿井中除采煤、掘进和硐室以外其它井巷需要通风量总和,m3/s;Q硐=Qdj+ Qgj,m3/s;Kkj 矿井通风系数(包括矿井部漏风和配风不均匀等因素)宜取1.151.25。取Kkj=1.15 Qkj=(30+192+7.5)1.15=86.8m3/s 3.2矿井总风量的分配3.2.1分配原那么 矿井总风量确定后,分配到各用风地点的风量,应不得低于其计算的需风量;所有巷道都应分配一定的风量;分配后的风量,应保证井下各处瓦斯及有害气体浓度、风速等满足规程的各项要求。 3.2.2分配风量表3-3 风量分配表井巷名称Vm3/s一样用风地点个数Vm3/s1采煤工作面301302掘进工作面192383火药库2124充电硐室2.512.55变电所1226绞车房111四、矿井通风总阻力计算4.1矿井通风总阻力计算的原那么 1如果矿井效劳年限不长(1020年),选择到达设计产量后通风容易和困难两个时期分别计算其通风阻力;假设矿井效劳年限较长3050年,只计算前1525年通风容易和困难两个时期的通风阻力。为此,必须先绘出两个时期的通风网络图。 2通风容易和困难两个时期总阻力的计算,应沿着这两个时期的最大通风阻力风路,分别计算各段井巷的通风阻力,然后累加起来,作为这两个时期的矿井通风总阻力。最大通风阻力风路可根据风量和巷道参数断面积、长度等直接判断确定,不能直接确定的应选几条可能最大的路线进展计算比拟。 3矿井通风总阻力不应超过2940Pa 。4矿井井巷的局部阻力,新建矿井包括扩建矿井独立通风的扩建区宜按井巷摩擦阻力的10%计算;扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算。4.2矿井通风总阻力的计算方法 矿井通风总阻力是指风流由进风井口止,沿一条通路风流路线各个分支的摩擦阻力和局部阻力的总和,简称矿井总阻力,用hm表示。 对于有两台或多台主要通风机工作的矿井,矿井通风阻力应该按每台主要通风机所效劳的系统分别计算。 通风路线确实定:1、容易时期的最大风阻风路:2、困难时期的最大风阻风路:3、计算方法: 沿矿井通风容易和困难两个时期通风阻力最大的风路入风井口到风硐之前,分别用下式计算各段井巷的摩擦阻力: h=Q,Pa 式中:Hf巷道摩擦阻力,Pa.巷道摩擦阻力系数,Ns2/m4L井巷长度,m.Q通过井巷的风量,m3/sU井巷净断面周长,m.S井巷净断面积,S2a值可以从表中查得,或选用相似矿井的实测数据。将各段井巷的摩擦阻力累加后并乘以考虑局部阻力系数即为两个时期的井巷通风总阻力。即 h=(1.11.15),Pa h=(1.11.15)其计算表格如下:表4-1 矿井通风容易时期摩擦阻力计算表序号巷道名称支护形式a/Ns2/m4L/mU/mS/m2S3/m6R/Ns2/m8Q/m3/sQ2/m6/s2h摩/Pav/m/s1副井圆形 ,罐笼,有梯子间,直径5.5m,混凝土碹42554017.315.940190.09986.87534.24745.95.452井底车场拱形,混凝土碹,壁面抹浆9132015.41640960.01186.87534.2482.885.432主要运输石门拱形,混凝土碹,壁面抹浆2512015.41640960.001186.87534.248.275.433主要运输巷三心拱,混凝土碹,壁面抹浆2580015.41640960.007586.87534.2456.55.434运输机上山拱形,料石碹4380014.91533750.015603600544.005中部车场拱形,料石碹4318014.91533750.00344520256.93.006区段运输平巷梯形,锚杆,巷道宽度3.5m9160010.27.03430.162401600259.25.717采煤工作面拱形,液压支架,控顶距4.2-5.2m,综采33013015.414.12803.20.0243090021.62.138回风平巷梯形,锚杆,巷道宽度3.5m9160010.27.03430.0433090038.74.299采取上部车场拱形,料石碹4318014.91533750.0034309003.12.0011回风大巷拱形,混凝土碹,壁面抹浆25130010.985120.06986.87534.24519.910.8512回风石门梯形,锚喷9120010.985120.03986.87534.24293.810.8513回风井混凝土碹不平滑,风井直径D=4m31.415012.612.62000.40.00386.87534.2422.66.89总阻力2113.35Pa表4-2 矿井通风困难时期摩擦阻力计算表序号巷道名称支护形式a/Ns2/m4L/mU/mS/m2S3/m6R/Ns2/m8Q/m3/sQ2/m6/s2h摩/Pav/m/s1副井圆形 ,罐笼,有梯子间,直径5.5m,混凝土碹42554017.315.940190.09986.87534.24745.95.452井底车场拱形,混凝土碹,壁面抹浆9132015.41640960.01186.87534.2482.885.432主要运输石门拱形,混凝土碹,壁面抹浆2512015.41640960.001186.87534.248.275.433主要运输巷三心拱,混凝土碹,壁面抹浆25160015.41640960.01586.87534.24113.015.434运输机上山拱形,料石碹4380014.91533750.015603600544.005中部车场拱形,料石碹4318014.91533750.00344520256.93.006区段运输平巷梯形,锚杆,巷道宽度3.5m9160010.27.03430.162401600259.25.717采煤工作面拱形,液压支架,控顶距4.2-5.2m,综采33013015.414.12803.20.0243090021.62.138回风平巷梯形,锚杆,巷道宽度3.5m9160010.27.03430.0433090038.74.299采取上部车场拱形,料石碹4318014.91533750.0034309003.12.0010回风上山拱形,料石碹4385014.91533750.01686.87534.24120.55.7911回风大巷拱形,混凝土碹,壁面抹浆25130010.985120.06986.87534.24519.910.8512回风石门梯形,锚喷9120010.985120.03986.87534.24293.810.8513回风井混凝土碹不平滑,风井直径D=4m31.415012.612.62000.40.00386.87534.2422.66.89总阻力2290.36Pa图4-1两翼对角式通风系统图4-2容易时期通风网络图图4-3困难时期通风网络图4.3矿井总风阻及总等积孔的计算4.3.1矿井通风容易时期总风阻及总等积孔矿井通风容易时期的总风阻Ryhy/Qy2式中:Ry矿井容易时期总风阻,N.S2/m5;hy矿井通风容易时期总阻力,2113.35pa;Qy矿井通风容易时期的总风量,86.8m3/s。矿井通风容易时期总等积孔Ay1.19/式中:Ay矿井通风容易时期总等积孔,m2;Ry矿井通风容易时期总风阻,N.S2/m5;4.3.2矿井通风困难时期总风阻及总等积孔矿井通风困难时期的总风阻Rkhk/Qk2 Rk矿井困难时期总风阻,N.S2/m5; hk矿井通风困难时期通风总阻力,2290.36pa;Qk矿井通风困难时期的总风量,86.8m3/s。矿井通风困难时期总等积孔Ak1.19/式中:Ak矿井通风困难时期总等积孔,m2;Rk矿井通风困难时期总风阻,N.S2/m5;表4-3 矿井总风阻及总等积孔的计算时期风量m3/s总阻力Pa风阻N.S2/m5等积孔A/m2难易程度容易时期86.82113.350.2802.25 容易困难时期86.82290.360.3042.16 容易表4-4 矿井通风难易程度分级矿井通风难易程度矿井总风阻 Rm/Ns2m-s等积孔A/m2容易0.3552中等0.3551.42012困难1.4201等五、 选择矿井通风设备5.1选择矿井通风设备的根本要求(1)矿井每个装备主要通风机的风井,均要在地面装设两套同等能力的通风设备,其中一套工作,一套备用,交替工作。2选择的通风设备应能满足第一个开采水平各个时期的工况变化,并使通风设备长期高效运行。当工况变化较大时,应根据矿井分期间及节能情况,分期选择电动机。3通风机能力应留有一定的余量。轴流式、对旋式通风机在最大设计负压和风量时,叶轮叶片的运转角应逼允许围小5;离心式通风机的选型设计转速不宜大于允许最高转速的90%。4进、出风井井口的高差在150m以上,或进、出风井井口标高一样,但井深400m以上时,宜计算矿井的自然风压。5.2主要通风机的选择5.2.1计算通风机的风量Q 考虑到外部漏风即井口防爆门及主要通风机附近的反风门等处的漏风,主要通风机风量可用下式计算:Q通KQ式中:Q通主扇工作风量;m3/S Q矿井所需风量m3/S K漏风系数。风井无提升任务时取1.1;箕斗井兼作回风井时取1.15;回风井兼作升降人员时取1.2.该矿井回风井无提升任务所以取为1.1。 容易时期:Q通1.10Q1.1086.895.48 m3/s困难时期:Q通1.10Q1.1086.895.48 m3/s5.2.2计算通风机的风压H通全或H通静轴流式通风机;容易时期 =2113.35+120 -150 =2083.35Pa困难时期 =2290.36+120+50 =2460.36 Pa5.3选择通风机根据计算的矿井通风容易时期通风机的Q通、H通静小和困难时期通风机的Q通、H通静大,在通风机的个体特性图表上选择适宜的主要通风机。根据Q通=95.48m3/s H通静小=2083.35Pa H通静大=2460.36Pa图5-1 No26装置性能曲线图5-1 No28装置性能曲线 如上图可初选BD Na 26和BD Na28两台风机。再进一步筛选风机如下表表5-1 风机性能比照型号时期安装角/()转速/r/min风压/Pa风量/s效率/%功率/KWBD Na 26容易时期33.307402083.3595.480.76300困难时期33.307402460.3695.480.76340BD Na 28容易时期36.305802083.3595.480.77280困难时期39.305802460.3695.480.80340可选定通风机型号为BD Na 28型轴流式通风机。选定通风机后,可得出两个时期主要通风机的型号、动轮直径、动轮叶片安装角、转速、压、风量、效率和输入功率等技术系数,并列表整理。5.4选择电动机5.4.1计算通风机输入功率。按通风容易和困难时期,分别计算通风机输入功率P通小、P电大: P HQ 通/1000s =2083.3595.48/10000.77 =258.34KW PHQ通/1000s =2460.3695.48/10000.80 =293.64KW 5.4.2选择电动机 当P电小0.6P通大时,两个时期可选一台电动机,电动机功率为电动机功率在400KW500KW以上时,宜选用同步电动机其优点是低负荷动转时,可用来改善电网功率因数,使矿井经济用电;其缺点是这种电动机的购置和安装费较高。六、通风耗电费用概算6.1主要通风的耗电量 通风容易时期和困难时期共选一台电动机时6.2局部通风机的耗电量6.3通风总耗电量6.4吨煤通风耗电量6.5吨煤通风耗电本钱式中D电价,元/kWh结语 此次通风课程设计,过程相对复杂,在设计中遇到了许多问题,有些通过查阅相关书籍得以解决,有些那么是在教师和同学们的帮助下解决。虽说过程复杂,但让我们对通风平安学的知识有了更宏观的理解,相信对我们后来的毕业设计会有很大帮助。参考文献1、煤矿平安规程,国家煤矿平安监察局,2011年2、荣立等,采矿工程设计手册,煤炭工业,2003年3、国枢等,通风平安学,中国矿业大学,2000年4、朱银昌,候贤文,煤矿平安工程设计,煤炭工业,1995年 5、采矿工程专业毕业设计手册第八分册,风机装置性能曲线图册,中国矿业大学,2008. z.
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