斜切分段短壁工作面頂板預(yù)裂爆破方案研究及應(yīng)用*

劉　程，李樹(shù)剛，秦　松，楊守國(guó)

(1.西安科技大學(xué) 安全科學(xué)與工程學(xué)院，陜西 西安 710054；2.教育部 西部礦井開(kāi)采及災(zāi)害防治重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室，陜西 西安 710054；3.中煤科工集團(tuán) 重慶研究院有限公司，重慶 400039)

?

斜切分段短壁工作面頂板預(yù)裂爆破方案研究及應(yīng)用*

劉程1,2,3，李樹(shù)剛1,2，秦松3，楊守國(guó)1,2

(1.西安科技大學(xué) 安全科學(xué)與工程學(xué)院，陜西 西安 710054；2.教育部 西部礦井開(kāi)采及災(zāi)害防治重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室，陜西 西安 710054；3.中煤科工集團(tuán) 重慶研究院有限公司，重慶 400039)

針對(duì)急傾斜A3煤層偽斜布置的短壁工作面11A3E11頂板不易垮落，引發(fā)采空區(qū)遺留煤自燃、有毒有害氣體積聚等安全隱患。為消除懸頂?shù)挠绊懀槍?duì)現(xiàn)場(chǎng)實(shí)際情況對(duì)比分析選擇頂板預(yù)裂爆破方案，工作面切眼前方50 m采用初次放頂，之后循環(huán)放頂直至停采線，在現(xiàn)場(chǎng)實(shí)施中得到了適合此短壁工作面特定頂板預(yù)裂爆破的相應(yīng)參數(shù)，包括了：鉆機(jī)的型號(hào)；初次放頂和循環(huán)放頂爆破的裝藥量、封孔長(zhǎng)度、鉆孔傾角及爆破處理高度等。通過(guò)鉆孔窺視、采空區(qū)風(fēng)速測(cè)定、工作面回采跨落情形及液壓支架阻力變化驗(yàn)證了頂板爆破的良好效果，保證了工作面的安全回采。

A3煤層；懸頂；預(yù)裂爆破；初次放頂；鉆孔

0　引　言

工作面回采后，堅(jiān)硬頂板不易垮落而形成懸頂，其能量積聚一旦量變危險(xiǎn)較大；此外，采空區(qū)無(wú)法得到較好的充填，對(duì)瓦斯積聚、遺煤自燃創(chuàng)造了空間外界條件，對(duì)堅(jiān)硬頂板的恰當(dāng)處理才能保證礦井安全生產(chǎn)。

對(duì)于頂板的控制[1-3]，較多研究集中在近水平、緩傾斜及傾斜煤層布置的特定工作面堅(jiān)硬頂板條件下，依據(jù)關(guān)鍵層理論[4-5]、周期來(lái)壓[6]相應(yīng)規(guī)律建立頂板上覆巖層力學(xué)結(jié)構(gòu)模型，結(jié)合應(yīng)力在線監(jiān)測(cè)設(shè)備提供數(shù)據(jù)，對(duì)頂板針對(duì)相應(yīng)控制，通過(guò)液壓支架初撐力、工作阻力及周期來(lái)壓步距進(jìn)行監(jiān)測(cè)來(lái)驗(yàn)證其效果。但是此種控頂方法往往帶有地質(zhì)條件的局限性，而對(duì)于大傾角煤層頂板控制目前更多采用數(shù)值模擬研究方法，文獻(xiàn)[7]針對(duì)興泰煤礦急傾斜堅(jiān)硬厚煤層預(yù)裂爆破進(jìn)行了數(shù)值模擬，得出：爆破預(yù)裂孔間距3.5 m爆破效果優(yōu)于預(yù)裂孔間距3 m和4 m的爆破效果，但針對(duì)現(xiàn)場(chǎng)實(shí)際條件進(jìn)行爆破優(yōu)化的研究少之又少。

隨著煤炭開(kāi)采的西部轉(zhuǎn)移，在新疆地區(qū)更多煤層為大傾角開(kāi)采，綜采設(shè)備往往難以達(dá)到要求，因此采取偽斜方法布置工作面，比如：斜切分段、水平分段等方法。此種方法布置的工作面往往傾斜長(zhǎng)度較小，短壁工作面無(wú)法為形成規(guī)律性上覆巖層結(jié)構(gòu)創(chuàng)造充分的空間條件，關(guān)鍵層理論和周期來(lái)壓理論便不適用，上覆巖層結(jié)構(gòu)非規(guī)律性導(dǎo)致頂板控制的復(fù)雜性，因此文中側(cè)重于急傾斜斜切分段短壁工作面頂板預(yù)裂爆破[8-9]進(jìn)行相應(yīng)的研究，結(jié)合斜切分段短壁工作面頂板實(shí)際賦存條件選擇合適的處理方法，優(yōu)化頂板預(yù)裂爆破相關(guān)參數(shù)，現(xiàn)場(chǎng)應(yīng)用效果得以充分驗(yàn)證，對(duì)安全生產(chǎn)具有較大的指導(dǎo)意義。

1　斜切分段短壁工作面概況

某煤礦采用主、副斜井開(kāi)拓方式，主要賦存穩(wěn)定煤層3層：A3,A5,A7，煤層具體特征見(jiàn)表1.現(xiàn)開(kāi)采+1 818 m水平以上的煤層，其中A3煤層為主采煤層之一，其平均厚度7 m，煤層傾角平均為63°，煤層厚度由西向東變厚，埋深約為80 m，未受斷層等地質(zhì)構(gòu)造條件影響。A3煤層直接頂板以粉砂巖、細(xì)砂巖為主；老頂為中-粗砂巖，頂板平均厚度為6 m，吸水性差，遇水頂板強(qiáng)度并未得到弱化；煤層底板為粉砂巖，平均厚度為5 m.A3煤層與上部A5煤層間距為4～16 m，平均間距為10 m.

針對(duì)63°傾角賦存的A3煤層直接布置工作面易導(dǎo)致液壓支架、采煤機(jī)、皮帶機(jī)的滑倒失穩(wěn)，工作面難以正常回采，因而選擇沿A3煤層頂?shù)装鍌涡辈贾霉ぷ髅妗?/p>

表1　煤層特性參數(shù)

工作面走向可采長(zhǎng)度600 m，斜長(zhǎng)為10.5 m，工作面傾角為29°.其中回風(fēng)巷的標(biāo)高為+1 895 m，運(yùn)輸巷的標(biāo)高是+1 890 m，如圖1所示。

在11A3E11工作面上方區(qū)域?yàn)閷?shí)體煤，并無(wú)采空區(qū)，頂板在工作面回采過(guò)程中破斷而形成鉸接結(jié)構(gòu)。由于A3煤層頂板強(qiáng)度較大，跨冒效果不佳，采空區(qū)難以得到充分充填，瓦斯積聚、遺煤自然及應(yīng)力能量集中接踵而至，增大了回采的危險(xiǎn)系數(shù)；其次，懸頂?shù)倪z留導(dǎo)致放頂煤效果欠佳，降低了工作面的產(chǎn)量，因此不進(jìn)行切頂對(duì)安全回采影響巨大。

2　現(xiàn)場(chǎng)頂板處理方案選擇

目前處理堅(jiān)硬頂板的方法主要有2種：高壓注水弱化堅(jiān)硬頂板[10-11]；超前預(yù)爆破處理堅(jiān)硬頂板，兩者優(yōu)缺點(diǎn)見(jiàn)表2.高壓注水是在工作面未開(kāi)采之前，從上下巷向頂板巖體打眼進(jìn)行高壓注水，通過(guò)極性水分子的軟化作用以及高壓水的劈裂作用，對(duì)頂板巖石中的粹屑膠結(jié)物和弱面間的充填物進(jìn)行軟化，從而降低頂板巖體的強(qiáng)度，使難冒頂板變?yōu)榭擅绊敯澹瑢?duì)于堅(jiān)硬頂板效果較好，比如：定向水力致裂技術(shù)等。在工藝上，注水壓力、注水量、注水時(shí)間等參數(shù)難以控制，封孔技術(shù)要求高，還要有充足的水源。

圖1　11A3E11工作面布置圖Fig.1　11A3E11 face arrangement

頂板處理方法優(yōu)點(diǎn)缺點(diǎn)堅(jiān)硬頂板技術(shù)進(jìn)行深孔爆破弱化技術(shù)成熟應(yīng)用廣泛1.準(zhǔn)備工序復(fù)雜;2.盲炮處理復(fù)雜;3.緩爆問(wèn)題;4.放炮前的突然爆炸等安全問(wèn)題;5.高瓦斯礦井存在安全問(wèn)題。頂板注水軟化簡(jiǎn)單,便于操作效果取決巖石的吸水性

對(duì)比之下，超前工作面一定距離向煤層頂板巖體打眼進(jìn)行內(nèi)部爆破，在頂板巖體中造成人工爆破裂隙帶，改變頂板巖體內(nèi)部結(jié)構(gòu)和應(yīng)力狀態(tài)，充分利用采動(dòng)應(yīng)力作用，使堅(jiān)硬難冒頂板變?yōu)榭擅绊敯濉Ｔ摲椒ㄏ鄬?duì)于高壓注水弱化堅(jiān)硬頂板方法，它不受頂板巖石物理性質(zhì)的限制，適用于對(duì)各種物理性質(zhì)的巖石頂板的控制，但高瓦斯礦井不適合。

結(jié)合A3煤層的賦存條件，確定11A3E11工作面的頂板采用超前工作面預(yù)爆破處理的管理方法。

3　頂板預(yù)裂爆破鉆孔及堵孔設(shè)備選擇

針對(duì)目前頂板的特征、工作面布置方式、鉆孔施工方式等具體條件，確定采用ZY-750型煤礦用液壓鉆機(jī)(D)，主要性能參數(shù)見(jiàn)表3.

根據(jù)頂板巖石物理力學(xué)性質(zhì)、巖體結(jié)構(gòu)等，按松動(dòng)爆破原則，用類(lèi)比法并折合成所選炸藥單耗，采用不耦合裝藥結(jié)構(gòu)[12-13]，確定合理的鉆孔及裝藥直徑。

表3　鉆機(jī)的性能參數(shù)

1)單位炸藥消耗量q

根據(jù)工作面頂板巖石物理力學(xué)性質(zhì)、爆破所用炸藥品種及超前預(yù)爆破方法，參照以往經(jīng)驗(yàn)，取q=1.3 kg/m3.

2)每米炮孔裝藥量Qm

每米炮孔所需炸藥量，按每米炮孔裝藥爆破后松動(dòng)體積和單位炸藥消耗量計(jì)算

Qm=πR2q.

(1)

式中R為松動(dòng)半徑，取0.9 m；Qm=1.3×0.92×3.14=3.31 kg/m.

3)炸藥卷直徑φ1

按每米裝藥量與藥卷裝藥密度計(jì)算

(2)

式中q1為裝藥密度，現(xiàn)三級(jí)煤礦許用乳化炸藥為1.1kg/m3，計(jì)算出φ1=62mm.結(jié)合現(xiàn)有炸藥生產(chǎn)廠家的產(chǎn)品規(guī)格，取炸藥卷直徑φ1=60mm.

4)炮孔直徑φ2

根據(jù)藥卷直徑，取不耦合裝藥系數(shù)(鉆孔直徑/裝藥直徑)為1.5計(jì)算

φ2=φ1×1.5=60×1.5=90mm.

此外，選用BQF-100型，受風(fēng)壓0.7MPa，堵孔時(shí)向孔內(nèi)輸送黃土細(xì)砂；選用毫秒延期電雷管，利用MFB-200型電容式發(fā)爆器起爆，采用毫秒延期電雷管起爆炸藥的起爆方式。

4　放頂爆破參數(shù)研究

4.1初次放頂處理高度

為減少鉆爆施工對(duì)工作面回采工藝的影響，初次放頂處理的鉆爆工作在原有+1 910m運(yùn)輸巷內(nèi)進(jìn)行，范圍為回采工作面開(kāi)切眼上方頂板10m范圍內(nèi)。

4.1.1+1 910 m運(yùn)輸巷下方處理高度(圖2)

上部原有+1 910m運(yùn)輸巷，沿A3煤層頂板布置，標(biāo)高高于回采工作面回風(fēng)巷15m，因此確定初次放頂?shù)南路教幚砀叨葹?2m.

4.1.2+1 910 m運(yùn)輸巷上方處理高度

為保證初次放頂?shù)目煽啃裕?1 910m運(yùn)輸巷的上方頂板亦需處理，因此確定初次放頂?shù)纳戏教幚砀叨葹?0m．

圖2　初次放頂處理高度剖面示意圖Fig.2　High profile sketch of first caving process

4.1.3炮孔末端裝藥限定高度

確定炮孔末端裝藥的限定高度為3 m(裝藥末端與下部頂板的最小垂直距離)，如圖3所示。

圖3　炮孔末端裝藥高度剖面示意圖Fig.3　High profile sketch of hole end charging

工作面開(kāi)幫高度3 m，頂板預(yù)處理后采空區(qū)直接冒落巖石基本形成厚約10 m的連續(xù)巖石墊層，可基本隔絕頂煤冒落后采空區(qū)上部松散巖層垮落時(shí)對(duì)工作面的影響。在礦山壓力的作用下，采空區(qū)后方深處將不斷繼續(xù)冒落，直至地表。

4.2初次放頂炮孔布置方式

初次放頂?shù)呐诳撞贾貌捎梅纸M布置的方式，在+1 910 m運(yùn)輸巷內(nèi)布設(shè)。每組炮孔均布置4個(gè)，確定每組炮孔傾角如圖4所示，主要用于在處理范圍內(nèi)形成爆破裂隙帶，切斷頂板的承壓層，降低頂板的整體結(jié)構(gòu)強(qiáng)度，促使其在采動(dòng)應(yīng)力作用下及時(shí)垮落。

圖4　炮孔傾角剖面示意圖Fig.4　Hole angle profile sketch

考慮工作面寬度、支護(hù)方式及回采工藝等要求，結(jié)合現(xiàn)有鉆機(jī)性能及效率，同時(shí)考慮初次放頂布孔進(jìn)度與炸藥性能等，確定各組炮孔間距為2 m.

依據(jù)上述原則及條件，確定初次放頂各組炮孔鉆爆參數(shù)，詳見(jiàn)表4.

初次放頂區(qū)寬度10 m，其間共布置初次放頂炮孔5組，炮孔總長(zhǎng)度250 m，裝藥總長(zhǎng)度145 m，總裝藥量326.25 kg.

4.3循環(huán)放頂處理參數(shù)

循環(huán)放頂?shù)呐诳撞贾貌捎梅纸M布置的方式，在運(yùn)輸巷內(nèi)布設(shè)。每組炮孔均布置2個(gè)，分別為頂板切斷孔和頂板弱化孔，如圖5所示。頂板切斷孔主要用于切斷下部頂板的承壓層，降低頂板的整體結(jié)構(gòu)強(qiáng)度，促使其在采動(dòng)應(yīng)力作用下及時(shí)垮落；頂板弱化孔主要用于在處理范圍內(nèi)形成爆破裂隙帶，降低頂板的整體結(jié)構(gòu)強(qiáng)度，促使其在采動(dòng)應(yīng)力作用下及時(shí)垮落。

圖5　炮孔俯角剖面示意圖Fig.5　Hole angle profile sketch

同初次放頂炮孔布置的考慮因素，確定各組炮孔間距為5 m，放頂過(guò)程中，應(yīng)根據(jù)頂板垮落的實(shí)際狀況適當(dāng)調(diào)整。

同時(shí)，循環(huán)放頂范圍為：自初次放頂區(qū)以外，至工作面停采線。其中前50 m范圍內(nèi)必須在工作面回采前完成，其余各組炮孔在起爆時(shí)必須超前工作面煤壁50m以上。

依據(jù)上述原則及條件，確定各組炮孔鉆爆參數(shù)，詳見(jiàn)表5.

循環(huán)放頂區(qū)內(nèi)走向長(zhǎng)590 m，其間共布置循環(huán)

放頂炮孔118組，炮孔總長(zhǎng)度3 658 m，裝藥總長(zhǎng)度2 242 m，總裝藥量5 044.5 kg.

5　頂板預(yù)裂的效果

現(xiàn)場(chǎng)開(kāi)啟與采空區(qū)相通的探水孔端部閥門(mén)，端口風(fēng)速測(cè)定極小，采空區(qū)內(nèi)鉆孔窺視，觀測(cè)破碎填充效果好。工作面頂板實(shí)施深孔預(yù)裂爆破后，在推過(guò)爆破區(qū)域后堅(jiān)硬頂板能立即垮落，工作面沒(méi)有受到大的沖擊。在工作面推進(jìn)過(guò)程中，液壓支架適應(yīng)性較好。使工作面中部附近支架平均阻力減小了300 kN，無(wú)壓架現(xiàn)象發(fā)生，工作面控頂區(qū)內(nèi)頂板平整，未出現(xiàn)過(guò)度碎裂而導(dǎo)致的漏頂現(xiàn)象，消除了頂板大面積懸露產(chǎn)生的圍巖災(zāi)變隱患，保證了工作面的安全正常開(kāi)采。在一定預(yù)裂高度范圍內(nèi)，采場(chǎng)頂板弱化效果明顯，達(dá)到人為控制采場(chǎng)頂板破斷垮落步距目的。

表4　初次放頂孔鉆爆參數(shù)表

表5　頂板處理循環(huán)放頂孔鉆爆參數(shù)表

6　結(jié)　論

1)針對(duì)11A3E11工作面懸頂在切眼前50 m范圍內(nèi)實(shí)施初次爆破預(yù)裂，之后至停采線實(shí)施循環(huán)爆破，優(yōu)化了兩者的相關(guān)爆破參數(shù)；

2)頂板爆破效果在工作面回采時(shí)得到了驗(yàn)證，推至爆破區(qū)域頂板垮落較好，液壓支架并未出現(xiàn)壓架現(xiàn)象。

References

[1]王開(kāi)，康天合，李海濤，等.堅(jiān)硬頂板控制放頂方式及合理懸頂長(zhǎng)度的研究[J].巖石力學(xué)與工程學(xué)報(bào)，2009，28(11)：2 320-2 326.

WANG Kai，KANG Tian-he，LI Hai-tao，et al.Study of control caving methods and reasonable hanging roof length on hard roof[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering，2009，28(11)：2 320-2 326.

[2]伍永平，潘潔，解盤(pán)石.大傾角煤層堅(jiān)硬頂板預(yù)裂弱化的數(shù)值分析[J].西安科技大學(xué)學(xué)報(bào)，2010，30(1)：7-12.

WU Yong-ping，PAN Jie，XIE Pan-shi.Large inclination coal seam hard roof presplitting weakening of numerical analysis[J].Journal of Xi’an University of Science and Technology，2010，30(1)：7-12.

[3]楊相海，張杰.強(qiáng)制放頂爆破參數(shù)研究[J].西安科技大學(xué)學(xué)報(bào)，2010，30(3)：287-291.

YANG Xiang-hai，ZHANG Jie.Research on forced caving blasting parameters[J].Journal of Xi’an University of Science and Technology，2010，30(3)：287-291.

[4]錢(qián)鳴高，繆協(xié)興，許家林.巖層控制的關(guān)鍵層理論[M].徐州：中國(guó)礦業(yè)大學(xué)出版社，2003.

QIAN Ming-gao，MIU Xie-xing，XU Jia-lin.Key strata theory in ground control[M]，Xuzhou：China Mining University Press，2003.

[5]許家林，錢(qián)鳴高.覆巖關(guān)鍵層位置的判別方法[J]．中國(guó)礦業(yè)大學(xué)學(xué)報(bào)，2000，29(5)：464-467.

XU Jia-lin，QIAN Ming-gao.Methods for identify key strata location[J].Journal of China University & Technology，2000，29(5)：464-467.

[6]題正義，秦洪巖，陳明元.綜放開(kāi)采煤層傾角對(duì)周期來(lái)壓特征的影響[J].中國(guó)礦業(yè)大學(xué)學(xué)報(bào)，2015，44(5)：817-822.

TI Zheng-yi，QIN Hong-yan，CHEN Ming-yuan.Influence of coal seam dip angle on periodic weighting feature in fully mechanized sublevel caving mining[J].Journal of China University of Mining & Technology，2015，44(5)：817-822.

[7]商佳新，南存全.興泰煤礦急傾斜堅(jiān)硬厚煤層預(yù)裂爆破數(shù)值模擬研究[D].阜新：遼寧工程技術(shù)大學(xué)，2013.

SHANG Jia-xin，NAN Cun-quan.Pre-splitting blasting numerical simulation research on Xing-tai mine steep hard thick coal[D].Fuxin：Liaoning University of Engineering Science，2013.

[8]李樹(shù)剛，邢立杰，劉超.深孔斷頂爆破技術(shù)在堅(jiān)硬頂板卸壓中的應(yīng)用[J].煤礦安全，2015，46(2)：128-131.

LI Shu-gang，XING Li-jie，LIU Chao.Application of deep hole break-tip blasting technology in hard roof depressurization[J].Safety in Coal Mines，2015，46(2)：128-131.

[9]孫曉明，劉鑫，梁廣峰.薄煤層切頂卸壓沿空留巷關(guān)鍵參數(shù)研究[J].巖石力學(xué)與工程學(xué)報(bào)，2014，33(7)：1449-1456.

SUN Xiao-ming，LIU Xin，LIANG Guang-feng.Key parameters of gob-side entry retaining formed by roof cut and pressure releasing in thin coal seam[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2014，33(7)：1449-1456.

[10]馮彥軍，康紅普.定向水力壓裂控制煤礦堅(jiān)硬難垮頂板試驗(yàn)[J].巖石力學(xué)與工程學(xué)報(bào)，2012，31(6)：1 148-1 155.

FENG Yan-jun，KANG Hong-pu.Test on hard and stable roof control by means of directional hydraulic featuring in coal mine[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering，2012，31(6)：1 148-1 155.

[11]李樹(shù)剛，馬瑞峰，許滿貴.煤層水力壓裂增透影響半徑試驗(yàn)研究[J].礦業(yè)安全與環(huán)保，2014,41(3)：9-16.

LI Shu-gang，MA Rui-feng，XU Man-gui.Experimental study on permeability increasing radius influenced by hydraulic fracturing of coal seams[J].Mining Safety & Environmental Protection，2014,41(3)：9-16.

[12]王偉，李小春，石露.深層巖體松動(dòng)爆破中不耦合裝藥效應(yīng)的探討[J].巖土力學(xué)，2008，29(10)：2 837-2 842.

WANG Wei，LI Xiao-chun，SHI Lu，Discussion on decoupled charge loosening blasting in deep rock mass[J].Rock and Soil Mechanics，2008，29(10)：2 837-2 842.

[13]王偉，李小春.不耦合裝藥下爆炸應(yīng)力波傳播規(guī)律的試驗(yàn)研究[J].巖土力學(xué)，2010，31(6)：1 723-1 728.

WANG Wei，LI Xiao-chun.Experimental study of propagation law of explosive stress wave under condition of decouple charge[J].Rock and Soil Mechanics，2010，31(6)：1 723-1 728.

Pre-splitting blasting method for short wall roof of oblique segmentation section

LIU Cheng1，2,3，LI Shu-gang1,2，QIN Song3，YANG Shou-guo1,2

(1.CollegeofSafetyScienceandEngineering,Xi’anUniversityofScienceandTechnology,Xi’an710054,China；2.KeyLaboratoryofWesternMineExplorationandHazardPrevention，MinistryofEducation，Xi’an710054，China；3.ChongqingResearchInstitute，ChinaCoalTechnologyEngineeringGroup，Chongqing400039,China)

The roof of 11A3E11 short wall work face of oblique segmentation section at steep A3coal seam is not easy to fall，causing remaining coal spontaneous combustion and toxic and harmful gases accumulation in the goaf.In order to reduce the influence of overhang，we chose roof pre-splitting blasting scheme by comparison analysis based on the mine situation，which took first caving for roof ahead of 50 m of working face，and then carries out the loop caving until the stop line.Roof pre-splitting blasting parameters are got for the short wall by practical application，including: the type of drill，and explosive payload，hole sealing length，dip angle of hole and blasting height for first caving and loop caving.Through drilling peep，anemometry in goaf，situation of roof falling，and change in hydraulic support resistance，the good results of roof blasting have been verified to ensure the safety mining of working face.

A3coal seam;overhang;pre-splitting blasting;first caving; drilll

10.13800/j.cnki.xakjdxxb.2016.0405

1672-9315(2016)04-0478-06

2016-03-10責(zé)任編輯：劉潔

劉程(1979-),男,重慶人,副研究員,博士研究生,E-mail:kyzj31@126.com

TD 325

A