联合试运转报告.docx
- 文档编号:23901871
- 上传时间:2023-05-22
- 格式:DOCX
- 页数:26
- 大小:35.70KB
联合试运转报告.docx
《联合试运转报告.docx》由会员分享,可在线阅读,更多相关《联合试运转报告.docx(26页珍藏版)》请在冰豆网上搜索。
联合试运转报告
巫山县泰兴源矿业公司
泰兴源煤矿新建项目
联
合
试
运
转
报
告
二0一二年十一月
第一章建设项目概况
第一节立项批复
我矿2004年6月24日,经重庆市煤炭工业管理局同意该煤矿立项(渝煤规发【2004】286号),建设规模为3万吨/年,2005年3月24日,重庆市国土资源和房屋管理局颁发采矿许可证,证号5000000510047,证号C500000510047,有效期:
10年,自2005年3月~2015年3月,采矿权人:
重庆市巫山县泰兴源煤矿,经济类型:
私营企业,生产规模:
3万吨/年,矿区面积:
0.5292km2,开采煤层K2,开采标高+500~+300m。
矿界范围9个拐点圈定,按照渝经煤管[2005]68号文批复,进行矿井基建。
根据渝煤整合办[2008]28文件,矿井生产规模由3万吨/年调整为4万吨/年。
2009年2月5日,重庆市巫山县工商行政管理局同意预先核准注册资本(金)或资金数额600万元,主体类型名称为巫山县泰兴源矿业有限责任公司泰兴源煤矿。
矿井2006年基建工程完成后,准备申请煤矿验收工作,此时国家产业政策调整,煤矿30kt/a的验收工作停止,同时矿井在现有基建矿井基础上将生产能力由30kt/a调整为40kt/a。
根据重庆市人民政府《关于进一步加快煤矿整合工作的通知》(渝府[2009]2号)和《渝煤整合办[2008]28号》该矿属改扩建井,生产规模由3万吨/年调整为4万吨/年;其生产能力调整为40kt/a的可行性研究报告已经重庆市经济委员会组织专家审查通过,重庆市经济委员会以《关于泰兴源煤矿调整建设规模立项的批复》同意矿井进行扩建(渝经煤管〔2008〕80号。
2010年矿建完成准备验收,因望霞危岩验收工作停止至2011年11月。
在布置首采工作面时原设计中的+430至+480水平区域内煤炭资源薄化无开采价值,2010年验收的相关内容又调整,于是我矿重新请华地工程设计院对安全专篇和初步设计方案进行修改,经重庆市煤炭工业管理局(渝煤行管【2010】107号)重庆市煤矿安全监察局(渝煤监安监【2010】301号)文件批复,完善六大系统要求后。
我矿拟进行联合试运转。
第二节设计基本情况
1、投产时井筒:
布置2个平硐,主平硐:
原设计中的主平硐因重庆市相关产业政策原因,不允许存在,我矿对其进设置了栅栏挂警示牌处理。
原副主平硐(+326m)为我矿主平硐,坡度3‰,长188m左右,主要担负运煤、进风、行人、排水、铺设管线之用;回风平硐:
井口标高+430m,坡度3‰,长155m左右,主要担负回风、排水、铺设管线之用。
2、硐室:
在材料上山前20m处布置井下中央变电所和消防材料库,与水平运输巷平行布置。
硐室长20m,净高2.6m,宽度2.4m。
第三节工程、工作量完成情况
1、材料上山与通风上山设计173米,坡度30°。
实际完成情况:
通风上山220米,材料上山220米,坡度30°。
3、+330m全岩运输巷设计1830米,实际完成2000米左右。
4、+430m全岩回风巷设计1992米,实际完成2100米左右。
5、绕道及石门设计189米,实际完成212米.
6、111工作面运输巷设计213米,实际完成228米.
7、101工作面回风巷设计197米,实际完成238米.
8、101工作面开切眼设计78米,实际完成80米.
设计矿井井巷工程巷道总长度为5162m,其中新掘巷道2215m,刷大巷道2947m,实际完成矿井井巷工程5298,整个工程量耗时9月完成。
第四节劳动组织及培训
我矿现有职工150人,五长五队配备齐全,设有调度室、安技科、通风队、机电队、运输队、地测科等科室。
各工种及辅助人员均培训合格,特殊工种人员都持证,能满足矿井生产需要。
矿井各种规章制度,操作规程齐全。
第二章联合试运转时间及组织机构
第一节联合试运转期限和目标
我矿计划联合试运转时间为一个月,计划从10月底开始进行联合试运转。
运转期间,矿井各生产系统按运转措施及操作规程规范操作,以设备的监测和调试以及矿井各系统的协调为目的,以生产为辅助,努力发现问题并及时解决问题,了解设备性能,掌握设备各项参数,积累基础数据为矿井正式投产服务。
第二节试运转组织机构
为了确保矿井联合试运转正常运行,经公司董事会研究决定,成立了联合试运转领导小组
组长:
彭伍斌
副组长:
陈开龙
成员:
冉龙蛟袁龙文翟世玉帅友国金初学万正勇叶启平周仕明杨书太牟联芳曹清云余龙庭詹坤芪
领导小组办公室设在调度室,办公主任詹坤芪。
(三)试运转的测试组织及程序
1、组织:
根据联合试运转工作的需要,成立了机电运输组、通风安全组、采掘组、技术保障组、物质供应组、调度组等各专业小组,分别负责各职责内的运转工作。
①成立煤矿自评验收小组
组长:
陈开龙
副组长:
翟世玉袁龙文
成员:
冉龙蛟帅友国金初学万正勇叶启平周仕明杨书太牟联芳曹清云余龙庭詹坤芪
②职责及分工
陈开龙同志负责全面组织实施自评验收工作。
袁龙文同志负责采掘部署情况,人员协调及工作面的参数情况测试工作,叶启平、周仕明协助袁龙文的采掘部署工作。
万正勇同志负责机电及其它设施设备管理工作,牟联芳负责机电及其它设施设备的安装、调试、验收等相关测试工作,协助万正勇同志管理机电工作。
冉龙蛟同志负责“一通三防”的管理工作,谭富远负责通风,包括风量调节、分配及其它通风设施设备、构筑物的验收等协助冉龙蛟同志管“理一通三防”工作。
金初学负责管理运输系统的工作,杨书太同志负责运输包括运输设施设备及运输承载能力核准等工作,协助金初学管理运输系统。
余龙庭同志负责地面系统,主要测试地面构筑物、地面设施设备安装及使用情况、炸药库房的管理等。
曹清云同志负责煤矿所需物资的采购、后勤保障服务等
詹坤芪同志负责通讯联络,及时传达井下、地面的各种信息给组长,并做好相关的记录,及时打扫调度室的清洁卫生。
2、运转程序
(1)在设备启动前,采用仪器等手段进行最后的必要的安全检查和测试;
(2)进行单机空负荷运转,各部门积极配合,检查设备的安装质量、电气绝缘及各类保护等是否完好;
(3)分系统进行试运转。
鉴定各生产系统设备联合运转时,各种设备运转的相互关系是否正常,能否满足生产需要;
(4)以生产系统为主进行联合试运转。
签定各系统和辅助设备的各环节是否协调,是否适应安全生产的需要。
第三章各主要生产系统运行过程、数据及结果
第一节采掘系统运行数据及结果
1、按设计要求,我矿只开采K2煤层,矿井共划分一个采区即一采区。
采区标高+330m~+430m,采区走向长约1.6km,倾斜宽约220m;采区为单翼布置,各区段按照走向条带式布置,采区划分为+430m~+380m、+380m~+330m两个区段。
每个区段内按照走向300m只有布置一个工作面。
各采区均采用走向条带布置,采用走向长壁采煤法,后退式开采,工作面采用单体液压支柱支护。
首采工作面布置在+430m~+380m区段内,材料上山的东面,即:
首采面111、准备采面112.
回采工作面设备配置DW(31.5、35)-250/100X型单体金属支柱(设计为DW06-30/100型单体液压支柱)和HDJA-1000金属铰接顶梁支护顶板;工作面切眼配备铁皮溜槽自溜,回风顺槽配置JH-8型回柱绞车,乳化液泵站选用XRB2B80/200型两台配合RX80/6.3型液箱,设在运输石门内。
回采工作面配置ZMS-1.5A型煤电钻,回柱器选用HH2-2型回柱器。
试运转期间采煤工作面运行数据表
工作
名称
走向长
(m)
倾向长
(m)
储量
(万吨)
服务
时间
(月)
煤厚
(m)
采高
(m)
日进度
(m)
日产量
(吨)
111
210
80
1.6667
5
0.62
0.62
1.5
119
2、首采工作面开采方式及作业制度
采煤方法:
走向长壁法。
落煤方式:
放炮落煤。
运输方式:
工作面自溜、顺槽人力运输。
支护方式:
单体液压支柱配合铰接顶梁支护顶板。
顶板管理:
自然垮落法。
循环作业方式:
采用三八制作业,两采一准,采煤班打眼、放炮、支护。
准备班回柱、采空区处理。
每月工作按28天算。
3、工作面接替
112工作面接替111工作面。
从运行的结果来推算,首工作面生产能力为39270吨/年,掘进煤3000吨/年。
共4.227万吨/年,能够达到4万吨/年的产能
4、掘进工作面
掘进工作面的第一个掘进头为西一回风上山,该上山形成后作为112准备工作面运输巷掘进时的回风通道,这样可以112准备工作面运输巷掘进时就不会影响111首采工作面的进风,各自形成独立的回风系统。
掘进工作面设备配置:
局扇为FBD№5.0/2×5.5(FBD№5.0/2×7.5)型对旋局部通风机;主要配备ZY24型风动凿岩机2台;配备有ZDY-650型探水钻机作为主要探放水设备、NB1—100/20型泥浆泵及TXU-75A型辅助探水钻机、BR40-30型小型排水泵。
111首采工作面运输巷掘进数据表
序号
指标名称
单位
数量
备注
1
掘进断面积
m2
5.5
111运输巷
2
净断面积
m2
5.2
炮掘
4
循环进度
m
2.3
炮掘
5
日进度
m
4.8
炮掘
7
掘进工效
m/工·天
1.6
炮掘
8
炮眼利用率
%
80
炮掘
9
正规循环率
%
80
炮掘
11
月进度
m
124.8m
炮掘,按每月28天计算
12
工期
天
28
炮掘
通过对111首采工作面掘进的情况分析112准备工作面总的巷道掘进量在600米左右,112准备工作面准备需要4.5个月,而111首采工作面的服务时间为5个月,完全能够接替上,不存在接替失调的问题,各掘进碛头的设备设施能够保障掘进工作的顺利进行,运转正常。
第二节提升、运输系统运行数据及结果
我矿主要的提升系统为+330m水平材料上山,该上山修改后的上部标高+430m,落平标高+330m,倾角30°,材料上山上部、下部为平车场,中部为甩车场。
半圆拱断面,巷道净宽2.6m,净高2.6m,净断面积6.03m2.敷设22kg/m钢轨,选配JTKB-1.0×1.0(非标)型矿用防爆提升绞车,配套电机功率45kw。
为开采期间提升、进风、行人之用,提升时遵循“行车不行人的原则”,111首采工作面提升量不大,只是提升一点排材,笆片等一些材料,无原煤提升任务。
在试运转时绞车安设符合《煤矿安全规程》的要求,操作人员培训持证上岗,符合操作的工程,绞车能够正常的使用。
1、运输系统
工作面自溜、顺槽因运量不是很大,所以采用人力推车运输到+380m水平一石门处、经通风上山下部自溜到+330m水平集中装煤点,再通过机车运输到井外煤坪,井下主要利用通风上山下部作为煤仓,在煤仓内采用红砖砌一堵墙将煤仓分为两条巷道,在墙体上留有检修孔,方便煤仓堵塞后人进入其中进行处理。
煤炭运输线路:
工作面→111运输巷→通风上山下部→+330m水平主大巷→+330m水平井外煤坪
2、运输条件及参数
矿车型号:
KFU0.75-6
防爆柴油机车:
CCG-11/600FB
轨道型号:
15㎏/m
试运转期间,运输系统每列防爆柴油机车能拉煤(矸)重车15个,每次时间在2小时左右,能够满足井下的运输要求
第三节供电系统运行数据及结果
1、地面配电
采用单回路双电源供电,一趟电源为重庆市巫山绿豆包变电站10kV供电,供电距离1.5km,该供电线路为专用线路,供电线路采用LGJ-50型钢芯铝绞线。
地面变压器为S9-160/10/0.4变压器两台,一台工作,一台备用,主平硐作工场地选用S9-50/10/0.4;二趟为煤矿自备250kw发电机,经升压变压器SJB10-250/0.4/10将发电机380v电源升为10KV后与矿井供电电源并网形成10KV双电源的供电方式。
2、井下供电
井下用电已实现双电源路高压入井,由中央变电所向各采掘工作面供电。
主平硐工业广场供电选用S9-160/10/0.4变压器二台,一台工作,一台备用,配低压开关柜10面,供地面主生产系统,压风机房、主要通风机、机修、木工房、行政及照明等地面所有负荷设备。
3、井下供配电系统
根据矿井开拓系统布置形式、供电距离、供电负荷,本矿井井下设计10kV高压双电源进线供电方式。
设计选用MYJV22-3×35mm2高压电缆双回路供电,供电距离约为2000m,在井下中央配电所安装选择性漏电保护装置(ZBL-4/48),在井下布置中央变电站,负责整个井下的所有用电设备供配电。
井下中央变电所布置在+330m水平岩石运输大巷距材料行人上山下井底车场附近,井下中央变电站配置三台BGP9L-50/10的高压防爆真空配电箱作总开关和联络开关,二台BGP9L-20/10高压防爆真空配电箱作采掘变压器控制开关;一台BGP9L-10/10高压防爆真空配电箱作为局部通风机专用变压器控制开关,高压侧为单母线分段接线,同时选用一台ZBL-4/48矿用高压防爆选择性漏电保护装置。
井下中央变电所提升、采掘系统选用KBSG-100/10/0.69型变压器两台,一台工作,一台备用;局部通风机选用KBSG-50/10/0.69型变压器邋遢,一台工作一台备用。
井下供电电压等级:
高压10KV,采掘设备、绞车等采用660V,手持式电气设备、照明电压等级127V。
3、电力负荷
我矿达产时井下布置一个采煤工作呢和两个掘进工作面,有采区提升绞车、乳化泵站,地面有主通风机、压风机、地面生活系统等用电设备。
经统计。
矿井总装机容量为532KW,其中地面装机容量337.5KW,井下装机容量195KW
试运行期间矿井的电力系统运行稳定,满足井下各用电地点的负荷,能够保证井下安全生产。
第四章通风、排水、提升、六大系统设施检测报告及结果
第一节矿井通风
1、通风线路
首采工作面通风线路为:
主平硐井口→﹢330m主进风大巷→材料提升上山→111运输顺槽→111采煤工作面→111回风顺槽→+430m水平五石门→﹢430m总回风大巷→地面风井。
2、主扇风机性能及风量
我矿安装有两台FBCZ系列矿用轴流式防爆风机,一台工作,一台备用。
FBCZ-6-N013A型轴流式防爆通风机主要参数:
风机型号
电压(V)
电机功率(KW)
风量范围(m3/min)
风压范围(Pa)
FBCZ-6-N013A
380/660
22
1800-780
632-1373
该风机为轴流式防爆风机,可以通过电机反转实现反风的目的,反风风量符合《煤矿安全规程》要求,不需要设单独的反风道。
3、矿井风量计算
1)、按每班井下同时工作最多人数计算
Q总=4NK=4×40×1.5=240(m3/min)
式中:
N-每班最多人数
K-通风系数取1.5
2)、采煤工作面需风量计算
按人数需风量计算:
Q采=4NK=4×10×1.5=60(m3/min)
式中:
N-工作面最多同时作业人数
K-通风系数
按回采工作面温度计算:
Q采=60×UC×SC×KC=60×1.5×2.0×1.0=180(m3/min)
式中:
UC-回采工作面适宜风速,m/s,取1.5
SC-回采工作面平均有效断面,m2取2.0m2
KC-工作面长度系数,取1.0
3)、按瓦斯涌出计算:
Q采=100×q采×Kc=100×0.27×3=81(m3/min)
式中:
q采-回采工作面绝对瓦斯涌出量,取0.27m3/min
KC-采煤工作面瓦斯涌出不均衡系数,取3.0
4)、按炸约使用量计算:
Q采=25AC=25×6.2=155(m3/min)
式中:
AC-采煤工作面一次使用最大炸药量,kg
AC=u×L×m×d
U-炸药消耗量的综合指标,取0.25kg/m3
L-回采工作面的长度m(工作面长度,工作面分三次放炮)
M-煤层厚度,m
D-循环进尺,m
AC=0.25×(80÷3)×0.62×1.5=6.2kg
5)、按风速验算:
根据《煤矿安全规程》规定,回采工作面风量应满足:
15×Sc≤Q采≤240×Sc
Sc——回采工作面平均有效断面m2,2.0m2
15≤Q采≤480
根据上述计算得知,按工作面温度计算的风量最大,故工作面的需风量为240m3/min。
3、掘进工作面配风量计算
1)按工作人员数量计算:
Q掘=4njk=4×5×1.5=30m3/min
式中:
Nj-掘进工作面同时工作的最多人数
K-通风系数,取1.5
2)、按瓦斯涌出量计算:
Q掘=100×q掘×Kd=100×0.13×2=26m3/min
式中:
q掘-掘进工作面绝对瓦斯涌出量,m3/min
Kd-掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数,取2.0
3)、按炸药使用量计算:
Q掘=25Aj=25×(0.5×6.03×1.5)=113m3/min
式中:
Aj-掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量,kg,按全岩巷计算Aj=u×s×d
u—炸药消耗量综合指标,取u=0.5kg/m3
s—巷道掘进断面,m2,取6.03m2
d—循环进尺,m
Aj=0.5×6.03×1.5=4.5kg
根据《煤矿安全规程》规定,煤巷、半煤巷掘进面风量应满足:
15×Sj≤Q掘≤240×Sj
式中Sj——掘进工作面巷道过风断面,m2,取4.32m2
64.8≤Q掘≤1036
根据以上计算,取掘进工作面风量为275m3/min。
4、独立通风的硐室的需风量
材料行人上山绞车硐室配风100m3/min,其它无独立通风硐室,所以
∑Q硐=100m3/min
5、其它维修、行人巷道配风量计算
按最低风速验算
Q其它i≥9×S其它i
式中S其它i——其他巷道过风断面,m2,取10m2
Q其它i≥90
根据本矿实际生产情况,矿井其他巷道取100m3/min。
∑Q它=100m3/min
因此:
Q=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它)×K
=(180+275×2+100+100)×1.2
=1116m3/min(18.6m3/s)
根据《煤矿安全规程》规定,矿井总进风量应选以上风量计算方法中的最大值。
因此,矿井进风量确定为1146m3/min(19.1m3/s,设计值18.6m3/s)。
矿井风量的分配见表
名称
数量
配风标准(m3/s)
配风量(m3/s)
合计
(m3/s)
采煤工作面
1
3.0
4
4
掘进工作面
2
4.6
5.0
10.0
硐室
1
1.7
1.7
1.7
其它
3.4
3.4
合计
19.1
我矿现有FBCZ№11/22型风机,风量1800—780m3/min,完全能满足以上要求。
在试运转期间主风机平稳运转能够保证井下各地点的用风需求,两台主通风机之间能够实现切换,当其中一台检修或损坏时另一台能够正常启动,保证了井下的通风安全。
第二节提升、运输系统
我矿主要的提升系统为+330m水平材料上山,该上山修改后的上部标高+430m,落平标高+330m,倾角30°,材料上山上部、下部为平车场,中部为甩车场。
半圆拱断面,巷道净宽2.6m,净高2.6m,净断面积6.03m2.敷设22kg/m钢轨,选配JTKB-1.0×1.0(非标)型矿用防爆提升绞车,配套电机功率45kw。
为开采期间提升、进风、行人之用,提升时遵循“行车不行人的原则”,111首采工作面提升量不大,只是提升一点排材,笆片等一些材料,无原煤提升任务。
在试运转时绞车安设符合《煤矿安全规程》的要求,操作人员培训持证上岗,符合操作的工程,绞车能够正常的使用。
1、运输系统
工作面自溜、顺槽因运量不是很大,所以采用人力推车运输到溜煤上山、溜煤上山自溜到+330m水平六石门集中装煤点,再通过机车运输到井外煤坪,井下主要利用溜煤上山作为煤仓。
运输线路:
工作面→111运输巷→六石门溜煤上山→+330m水平主大巷→+330m水平井外煤坪
2、运输条件及参数
矿车型号:
KFU0.75-6
防爆柴油机车:
CCG-11/600FB
轨道型号:
15㎏/m
试运转期间,每列防爆柴油机车能拉煤(矸)重车15个,每次时间在2小时左右,能够满足井下的运输要求。
提升、运输系统按要求安设,检测合格,能够正常平稳运转
第三节排水系统
1、矿井涌水量:
我矿采用平硐开拓,矿井正常涌水量为1.6m3/h,最大涌水量94.6m3/h。
井下积水经平硐水沟自流出井
2、矿井水文地质条件中等,最大探水线长度为断层破碎带的探水线为50m。
为预防突水事故的发生,我矿购买一台ZDY-650型探水钻,钻孔最大长度150m,电动机功率为15kW,钻杆直径为42mm,钻孔倾角为0~+90°,配套设备:
钻杆、钻头、岩心钻和NB1—100/20型泥浆泵。
试运行期间矿井为发生积水现象,采区排水系统,矿井主要排水系统都定期派人经行梳理,保持畅通,矿井涌水能够及时的排出井外。
第四节压风自救系统
1、压风自救系统:
我矿有两台空压机向井下供风,SM-455A型空压机做主要供风设备,VF-6/7型空气压缩机为备用,供风主管路选用Φ89×4型热轧无缝钢管,煤巷支管选用Φ57×3.5型热轧无缝钢管,岩巷支管选用Φ73×4型热轧无缝钢管供风。
压风自救系统由压风管路、阀门和自救装置组成。
工作面每隔两架支架安装一个自救器保护盒。
一旦发生瓦斯事故,人员迅速打开保护盒,拉出面罩和送气软管,此时减压阀和开关自动打开放气,把吸气面罩戴上,安静地站在支架下等待救援。
2、矿井压风自救系统有设置在地面的空压机为其供风,空压机的保护装置和风包满足要求。
试运转期间压风自救系统管道内风量充足,各个阀门、防护面罩良好,减压阀、自救器保护盒完好,个人防护设备能够正常的使用,管道无漏气现象,该系统能够正常运转。
第五节供水施救系统
1、水源
井下、地面供水均采用高位水池静压供水,在回风平硐+430m标高新建200m3的主要消防防尘水池和200m3的备用消防防尘水池。
铺设Φ108mm的无缝钢管至工业广场及井下用水地点。
均采用静压供水,在山沟中拦堰,将山泉水用Φ57mm的无缝钢管引至水池。
2、供水管网
采用供水施救系统与消防、防尘晒水系统共用。
主管道选用Φ100mm镀锌钢管2500米,由地面接至用水地点,各工作面选用Φ50mm镀锌钢管500米;三通及供水阀门20组。
1)井下各个车场、绞车房、硐室及主要巷道均设置有消火栓,无缝钢管采用防腐处理每隔100m安设一组三通及阀门
2)采掘工作面每隔100m布置一组三通及供水阀门;
矿井地面水源取自山泉水,水质能够达到饮用水的标准。
供水管道无锈蚀,管道内的水清澈无色无臭味,并定期对管道内的水经行排放,保证饮用。
各饮水地点都安装有阀门,阀门灵活无损坏漏水现象,能够随时取饮。
第六节防尘系统
1、井下轨道上(下)山上、中、下车场、工作面放煤口、掘进工作面设有喷雾装置。
2、掘进工作面采取冲洗井壁岩帮、爆破喷雾、装岩洒水、水泡泥等综合防尘措施,距掘进工作面50m内设置1道风流净化水幕装置。
3、采煤工作面回风巷安设2道风流净化水幕装置。
4、主要运输巷内设置1处自动控制风流净化水幕。
井下各个车场处、绞车房、硐室及主要巷道均考虑设置井下消火栓,无缝钢管须作防腐处理,岩石巷道每隔100m,煤层巷道每隔50m,都布置供洒水用的三通及阀门。
矿井井下防尘系统分别由地面水池用水管铺到井
- 配套讲稿:
如PPT文件的首页显示word图标,表示该PPT已包含配套word讲稿。双击word图标可打开word文档。
- 特殊限制:
部分文档作品中含有的国旗、国徽等图片,仅作为作品整体效果示例展示,禁止商用。设计者仅对作品中独创性部分享有著作权。
- 关 键 词:
- 联合 试运转 报告
![提示](https://static.bdocx.com/images/bang_tan.gif)