1450底板抽放巷掘进作业规程U型棚.docx

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1450底板抽放巷掘进作业规程U型棚

 

盘县柏果镇麦子沟煤矿

+1450抽放巷掘进作业规程

 

工作面名称:

+1450抽放巷

编制:

罗爱平

修改:

罗芳明

审核:

李剑

矿总工程师:

吴欣国

矿长:

肖珂

 

修改日期:

2013年10月7日

执行日期:

2013年10月8日

+1450抽放巷掘进作业规程会审记录

参加部门

签字

日期

参加部门

签字

日期

矿长

机电副矿长

技术负责人

生产技术科

生产副矿长

通防科

安全副矿长

安全管理科

会审意见:

 

年月日

技术负责人意见:

签字:

年月日

矿长意见:

 

签字:

年月日

作业规程学习记录

作业规程名称

+1450抽放巷掘进作业规程

贯彻人

贯彻地点

贯彻时间

被贯彻人签字:

签字

手印

签字

手印

签字

手印

目录

第一章概况…………………………………………………6

第一节概述……………………………………………6

第二节编写依据………………………………………6

第二章地面相对位置及地质情况…………………………7

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况…………7

第二节煤(岩)层赋存特征…………………………7

第三节地质构造………………………………………8

第四节水文地质条件…………………………………8

第三章巷道布置及支护说明………………………………9

第一节巷道布置………………………………………10

第二节巷道规格………………………………………10

第三节巷道支护………………………………………10

第四章施工工艺……………………………………………18

第一节施工方法………………………………………18

第二节凿岩方式………………………………………19

第三节爆破作业………………………………………19

第四节装、运岩方式…………………………………21

第五节管线及轨道敷设………………………………21

第六节设备及工具配备………………………………22

第五章劳动组织及主要技术经济指标……………………22

第一节正规循环作业及劳动组织……………………22

第二节主要技术经济指标……………………………23

第六章生产系统……………………………………………23

第一节通风系统………………………………………23

第二节压风系统………………………………………25

第三节防尘系统………………………………………26

第四节防灭火…………………………………………27

第五节安全监测系统…………………………………28

第六节供电系统………………………………………30

第七节运输系统………………………………………30

第八节通讯系统………………………………………30

第九节人员定位系统…………………………………31

第七章灾害预防及避灾路线………………………………31

第一节各种灾害事故的预兆…………………………31

第二节预防措施………………………………………32

第八章安全技术措施………………………………………35

第一节施工准备………………………………………35

第二节“一通三防”管理………………………………35

第三节顶板管理………………………………………40

第四节爆破管理………………………………………42

第五节防治水管理……………………………………47

第六节机电管理………………………………………48

第七节提升运输管理…………………………………52

第八节其它……………………………………………53

第九节附图……………………………………………54

 

第一章概况

第一节概述

一、巷道名称

麦子沟煤矿+1450瓦斯抽放巷。

二、掘进目的及用途

掘进目的:

在+1450米标高6煤底板中设置瓦斯抽放巷,上可以对6、5、1号煤层进行抽放,下可以对10、12、17、19号煤层进行条带预抽。

三、巷道设计长度及服务年限

设计巷道长度390米,其它附属工程还有水沟、管线等。

施工过程中一并完成。

服务年限:

5年。

四、预计开竣工时间:

按矿部施工计划,+1450米6煤底板瓦斯抽放巷掘进工作面自2013年3月1日开工,至2013年9月底已掘进182米,剩余工程量预计2013年12月下旬竣工。

五、《作业规程》修改原因:

 地质条件和围岩有较大变化,  改变了原巷道支护形式。

第二节编写依据

一、贵州省兴源煤矿科技有限责任公司编制的《麦子沟煤矿开采方案设计(变更)》与《麦子沟煤矿安全专编设计(变更)》。

二、地质勘察文件。

三、《煤矿安全规程》(2010年)。

四、《矿山井巷工程施工及验收规范GBJ213-90》。

五、《煤矿井巷工程质量检验评定标准MT5009-94》。

六、《技术操作规程》。

七、《煤矿建设安全规定》。

八、井巷工程实际揭露情况实测。

第二章地面相对位置及水文地质情况

第一节地面相对位置及临近采区开采情况

一、地面相对位置、地面建筑及水体情况

麦子沟煤矿位于盘县北部柏果镇联营村境内。

本巷道所对应的地面为山脊,地面标高为+1585~1640米,无地面建筑物,无山塘水库与河流。

二、位置及四邻采掘情况

本巷东以F57断层隔水煤柱为界,西至+1450回风石门,上部为老窑隔水煤柱,深部为设计第二区段,四邻都未开采。

第二节岩层赋存特征

一、所处地层

龙潭组上段(P3I3):

由12#煤层顶板至1#煤层顶板。

岩性以灰白色-灰绿色粉砂岩为主,次为细砂岩,夹深灰色的砂质泥岩、薄层黑色泥岩及油页岩,含蜿足类、瓣鳃类、介形虫。

腹足类、头足类动物化石。

含可采煤4层。

该井巷工程布置于二叠统龙潭组(P3I3)上段内,6#煤底板。

二、岩性特征

6#煤底板岩性为泥岩,泥质粉砂岩、粉砂岩,有膨胀、底鼓现象。

第三节地质构造

本巷道区域是单斜构造,该段地层倾向SW170°~200°,倾角35°~70°。

第四节水文地质条件

1、地貌

区内地貌具明显的受构造控制及遭受后期侵蚀破坏作用的侵蚀构造特征,有利于地表水排泄。

矿区无大的地表水体仅有一些季节性小溪,主要靠大气降水补给,受气候影响较大。

水浅流急与大气降水关系密切,有利于地表水排泄。

2、地层含水性

岩溶裂隙含水层:

含水岩组为永宁镇(T1yn),岩性由灰岩及泥灰岩组成,位于向斜轴部,岩溶裂隙及漏斗发育,易于接受大气降水,形成地下径流,该层裂隙下降泉较多,流量较大,平均流量为0.56~1.33公升/秒。

中等裂隙含水层:

含水岩组为三叠系飞仙关上段(T1f2),由钙质砂岩及粉砂岩组成,节理裂隙发育,透水良好,但其出露点流量较小,动态不稳定,大部分布于飞仙关下段(T1f1)砂质泥岩或泥岩隔水层接触带处,平均流量0.11公升/秒。

弱含水层:

含水岩组为三叠系飞仙关下段(T1f1),由泥岩、泥质粉砂岩、粉砂岩组成,节理裂隙不发育,透水性弱,地下水露头少,含水性差,为相对的隔水层,平均流量0.07公升/秒;煤系地层由泥岩、泥质粉砂岩、粉砂岩组成,胶结物多为泥质,故含水量小,透水微弱,平均流量为0.06公升/秒,根据钻孔消耗量统计仅在50~70米透水性良好,其流量垂直分带规律为随深度增加而减少的趋势。

3、断层富水性及导水性

区内的断层规模较大,断距变化幅度亦大,根据本煤矿采掘工程揭露断层的情况,正断层稍有导水现象,逆断层其破碎带多被充填,挤压紧密,含水微弱,导水性较差。

4、老窑积水

根据调查,煤层露头线附近有老窑存在,采深不大,现已关闭。

根据现场踏勘调查访问,矿区煤层露头及煤层浅部地带小煤窑开采历史悠久,开采深度一般为30~60m,已造成片段的采空区,形成不同程度的积水。

整合前麦子沟和顺发煤矿主要开采1#煤层,其它煤层尚未开采,本巷道在6煤底板,标高在+1450米,四邻未开采,没有积水,而所掘进的地层都是隔水层,所以本巷道预计无大的涌水。

但仍应加强掘进中的探放水工作。

5、充水因素分析

大气降水,老窑积水是矿井充水的主要因素,一般沿风化裂隙及冒落带渗入矿井,裂隙发育地段矿井充水会有所增加,为了防止老窑积水渗入矿井,应留足隔水安全煤柱。

6、水文地质特征

矿区地表冲沟发育,地表水排泄条件良好,煤系地层含浅部风化裂隙水,随着开采深度的增加,风化程度减弱、深部含水微弱。

本巷道没有老窑水,也没有含水层,水文地质条件较简单。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

巷道开门点坐标:

X=2876878、Y=35453527、Z=+1450,按+5‰坡度沿岩层走向往东掘进至F57断层隔水煤柱,预计长度390米。

第二节巷道规格

巷道断面为半园拱形,下净宽3.4米,净高2.7米,净断面7.4米2,掘进断面8.7米2.

水沟在巷道右侧,其规格为:

净宽×净深=300mm×300mm;离帮300mm。

 

腰线,为底板上1米(掘进断面),施工过程中严格按中腰线施工。

第三节巷道支护

一、临时支护

1、迎头超前临时支护采用前探梁,材质为15Kg/m钢轨,长度3.5m。

2、前探梁采用专用吊挂卡吊挂在棚梁上,其迎头控顶距区域在探梁上用厚不少于70毫米的木大板铺严,大板距两帮不大于200毫米,前探梁后端使用木楔刹牢背紧。

临时支护距迎头不大于200毫米。

3、临时支护最大控顶距不超过1.8米(循环进度+棚距)。

4、具体使用见附图:

二、永久支护

1、采用下净宽3.4米,中净高2.7米拱型棚进行支护。

2、3.4米拱型棚:

S掘=8.7M2,S净=7.4M2,其中,下净宽3.4米、中净高2.7米;

3、棚距均为800毫米(中-中),每两架棚之间采用三根880毫米长拉杆连锁。

棚子腿窝深300毫米,棚腿必须架设在实底。

帮、顶采用2米(长)×1.米(宽)铁丝网配合背板进行背设,每两块铁丝网搭接长度100毫米,搭接处每隔200毫米用12号铁丝扭一小结,背板垂直于棚子背设,间距不大于500毫米。

4、棚子迎山角取巷道坡度的六分之一。

 

第四节、支护工艺

一、施工顺序:

安全检查(顶板、瓦斯、工程质量、探头位置、风筒是否接到位等)→正常掘进施工→临时支护→永久支护。

1、临时支护:

放炮后及时使用前探梁进行支护。

2、U型棚架设

(1)棚腿安放:

先严格按中线对称布置标定腿窝位置进行开挖,腿窝深度300mm,安放好棚腿。

(2)棚梁架设:

棚腿安放好后,扶腿上梁,调整棚子高度,紧固好卡缆(套箍)。

(3)安装拉杆:

棚腿、棚梁的拉杆安装好,调整拉杆的长度,使棚与棚的间距保持在800mm。

(4)安放背网、背板及棚后充填:

由下自上,由腿到棚,两侧同时安放背网、背板及棚后充填,每安放一块网片,及时放置背板并用矸石充填好。

巷道工程质量标准

项目

设计值

质量标准

1.巷道净宽

3400㎜

主要巷道:

0~+50mm

2.巷道净高

2700㎜

主要巷道:

-30~+50mm

3.水平巷

前倾后仰

巷道坡度(5‰)的六分之一

1m垂线前倾后仰不大于17mm(±1°)

4.撑(拉)杆

3根

位置、数量均符合设计要求,全部背紧、背牢。

5.背板(网)安设位置数量

背网搭接100mm,背板间距500mm

全部符合设计要求,全部背紧背牢。

6.柱窝深度

300mm

柱窝挖到实底,底梁铺设在实底上,深度≮设计30mm。

1.支架间距

800mm

±100㎜

2.支架梁扭距

≤100㎜

3.搭接长度

≤40㎜

4.卡缆螺栓扭矩

10﹪

5.卡缆间距

±30㎜

第四章施工工艺

第一节施工方法

本巷采用爆破掘进,人工攉矸,溜子、皮带走货,拱型棚进行支护。

钻、爆、装、运、支工艺流程图:

准备(10分钟)→钻眼(120分钟)→装药放炮(40分钟)→通风排烟(30分钟)→洒水降尘(10分钟)→临时支护(20分钟)→装矸(180分钟)→永久支护(60分钟)→清理交班(10分钟)

第二节凿岩方式

本规程采用打眼放炮的方法破岩。

1、打眼机具:

采用YT24风钻打眼,六角中空钻杆,直径42㎜的一字形钻头.风源来自地面永久压风机房。

2、装载、运输:

人工装岩,0.75TU型矿车运输,矸石人力推车至副井1450车场后,使用副井1.6米绞车提升至地面。

3、降尘方法:

湿式打眼、水炮泥装药、装岩前洒水、爆破时使用风水喷雾、爆破后冲刷岩帮、开放水幕。

第三节爆破作业

一、掏槽方式:

掏槽方式为菱形掏槽法。

见炮眼布置图:

二、炸药、雷管的选择:

使用三级煤矿乳化炸药、毫秒电雷管,电雷管必须编号。

最后一段的延期时间不超过130ms。

三、装药结构

采用正向装药结构。

四、起爆方式

6、起爆方式:

使用MFB-100型发爆器起爆,全断面一次起爆,连接方式为串联连线。

(详见爆破图表)。

五、放炮距离及地点设定等:

根据巷道掘进施工的岩性为三、四类,并参照煤矿安全规程第566条规定及综合突出矿井管理因素,掘岩时放炮地点设在1450车场的避难峒室内,撤人范围为:

本工作面及回风流中的人员。

六、爆破说明书

1、爆破说明书

炮孔编号

炮孔名称

孔深(m)

炮孔角度

单孔装药量(kg)

累计装药量(kg)

雷管段别

起爆顺序

联线方式

水平

竖直

1-6

掏槽眼

1.2

77°

0.6

3.6

1

串联

7-17

辅助眼

1.1

0.45

4.95

2

19、20、29、30

帮眼

1.1

10°

0.3

1.2

3

21-28

顶部眼

1.1

10°

0.3

2.4

4

18、31-38

底眼

1.1

-10°

0.45

4.05

5

合计

16.2

2、爆破参数表

名称

单位

数量

名称

单位

数量

掘进断面

m2

8.7

炮眼密度

个/m2

4.37

炮眼深度

m

1.1~1.2

毫秒雷管

38

炮眼个数

38

总装药量

kg

16.2

岩石系数

f

4-6

炸药类型

三级煤矿许用乳化炸药

3、炮眼布置图(附后):

4、预期爆破效果

名称

单位

数量

名称

单位

数量

炮眼利用率

%

91

每米炸药量

kg

16.2

循环进尺

m

1.0

每循环炮眼总长

m

43.12

每循环爆破实体岩石体积

M3

8.7

每立方米岩体消耗雷管数量

4.37

炸药消耗量

kg

16.2

每米巷道雷管数

38

第四节装、运岩方式

一、装岩方式

人工装岩。

二、运输方式:

由1450抽放巷,人力推车至副井1450车场,用副井JTP-1.6×1.5型绞车连接0.75t矿车提升至地面矸石坪。

第五节管线及轨道铺设

一、管路

在掘进施工中所敷设的风水管路、风筒等均应按断面图中规定的位置安在巷道的左帮。

要求吊挂牢固整齐。

水管、风管要接口严密,不得出现漏水、漏风现象,风、水管路距迎头20m范围内使用胶管,20m外使用铁管,要随工作面前进及时延长,以备迎头正常用水用风。

风筒要逢环必挂,并且严禁使用铁线等金属材料吊挂,达到平、稳、直的要求,风筒出风口距迎头不超过5m。

二、电缆

电缆按监测、通讯、信号、挂在巷道的右上帮,动力低压、高压顺序自上向下分档吊挂在巷道的右帮,垂度不超过50mm。

临时电缆钩每隔3m(±50mm)一个,电缆钩上方距底板1.9m以上,电缆钩固定上下平直,高差不超过30mm,严禁使用铁丝吊挂。

高压、低压电缆之间的距离不得小于50mm。

电缆不应悬挂在风管和水管上,不得遭受淋水。

电缆上严禁悬挂任何物件。

三、轨道

轨道铺设:

采用15Kg钢轨,轨距600mm,按+5‰坡度铺设;枕木长度1200mm,厚度150mm,宽度200mm.密度,700mm一根,枕木埋2/3、1/3裸露。

在轨道连接处要加密。

每根枕木用4个道钉。

轨道连接要用夹板螺丝紧固,毎付夹板用4个螺丝,左右偏差或上下偏差都不超过2mm.

第六节设备及工具配备

掘进工作面工具配备情况表

序号

设备工具名称

型号规格

功率

单位

数量

备注

1

对旋风机

FBD№5.6/2×11

2×11KW

2

备用一台

2

风钻

YT-24

3

备用一台

3

探水钻

ZDY-750

18.5Kw

1

4

混凝土喷射机

PC-5

5.5Kw

1

5

锚杆机

MQT-120J

3

备用一台

6

第五章劳动组织及主要技术经济指标

第一节正规循环作业及劳动组织

采用每天“三班”制作业方式组织生产,每天3个循环,每循环有效进尺3.0米。

劳动力组织表

序号

工种

工作面出勤人数

一班

二班

三班

总计

1

班长

1

1

1

3

2

打眼工

3

3

3

9

3

出碴工

6

6

6

18

4

支架工(兼)

6

6

6

18

5

安全员

1

1

1

3

6

运输工(兼)

3

3

3

9

7

放炮员

1

1

1

3

8

瓦检员

1

1

1

3

合计

13

13

13

39

正规作业循环图

第二节主要技术经济指标表

名称

指标

名称

指标

日进度

3.0米

月进度

76.5米

日工效率

0.077米/日*工

棚子消耗

1.25架/米

每循环进度

1.0米

雷管消耗

38发/米

日循环次数

3个

炸药消耗

16.2kg/米

出勤率

83%

坑木消耗

0.4

循环率

85%

金属网

9.4㎡/米

第六章生产系统

第一节通风系统

一、通风方式

采用压入式通风。

(一)工作面风量计算及选用风机

1、按瓦斯涌出量计

Q=100q瓦掘×K掘通=100×1.5×1.6=240m3/min

式中Q-------掘进工作面实际需要风量(m3/min);􀚆

100----单位瓦斯涌出量配风量,以回风流瓦斯浓度不超过1%换算值;􀚆

q----掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量1.5m3/min;

k----掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,取1.6.

2、按一次爆破的最大炸药量计算

Q=10A=10×16.2=162m3/min

式中Q----掘进工作面实际需要风量(m3/min);􀚆

10-----使用3#乳化炸药,每千克炸药爆炸不低于10m3的配风量;《煤矿通风能力核定标准》AQ1056-2008)

A----掘进工作面一次爆破所用的最大炸药用量27.5kg.

3、按最多人数计算

Q=4×Nmax=4×14=56m3/min

式中Q----掘进工作面实际需要风量(m3/min)􀚆

4----每人每分钟应供给的最低风量(m3/min)􀚆

Nmax----掘进工作面同时工作的最多人数(含带班矿长1人)。

4、按局部通风机的实际吸风量计算􀚅􀚙􀚈􀚙

Q=Q局IKf=350×1×1.3=455m3/min

式中Q------掘进工作面实际需要风量(m3/min)􀚆

Q局---掘进工作面局部通风机的额定风量(m3/min)􀚆􀚑

I----掘进工作面同时运转的局部通风机台数(台)􀚆

Kf------为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数;取1.3.

5、按风速进行验算

Qmin=7.43×0.15×60=67m3/min

Qmax=7.43×4×60=1783m3/min

67m3/min<240~350m3/min<1783m3/min符合要求. 

6、所以采用风机:

FBD-№5.6/2×11kw:

风量240~350m3/min

正常情况下,一台FBD-№5.6/2×11kw局部通风机能满足要求。

7、风筒规格的确定及其它要求:

选用直径60mm的抗静电阻燃的胶质风筒供风,可满足工作面供风的需要。

压入式风筒出风口距工作面的最大距离为5m。

风筒接头采用双反边.破损的风筒要及时修补.

(二)局部通风机安装和要求

(1)局部通风机安装地点

局部通风机安设在副井1450车场新鲜风流中,最长供风距离500m以内。

安设两台FBD-№5.6/2×11局部通风机向工作面供风,一台工作,一台备用,双风机双电源并能自动切换。

(2)局部通风机安装要求

1)风机必须放在风机托架上。

2)风机开关必须上架,风筒出风口与工作面的距离不大于5m,必须保证工作面迎头有足够的新鲜风流。

3)局部通风机必须挂牌管理,专人负责,严格执行“三专两闭锁”管理(风电闭锁、瓦斯电闭锁)。

4)风筒吊挂在巷道的右帮,不低于1.5m的位置,并且要求逢环必挂,达到平、稳、直,不出现拐死弯现象。

5)风筒接口要严密不漏风,风筒要用棉线吊挂,不得用铁线吊挂。

6)必须保证风机24小时连续运转,不准无故停电、停风。

二、通风系统:

新风路线:

副斜井→1450车场→1450抽放巷(导风筒)→1450抽放巷掘进工作面

污风路线:

1450抽放巷掘进工作面→1450抽放巷专用回风巷→回风井→回风平硐→地面

(详见通风系统图)

第二节压风系统

采用地面集中压风站供风,SG750A-120KW螺杆式压风机一台、KQZ-75KW螺杆式压风机一台,通过φ108×4.5mm主管,φ57×3.5mm支管延接至工作面。

1、压风管道的选择

压风管道末端风压不得小于0.6Mpa。

地面压风机站向井下供压风采用φ108×4.5mm热轧无缝钢管为供风主管,风管之间采用法兰连接。

通往各工作面的压风分别采用φ57×3.5mm支管接出,在风管入井井口及落平处安设油水过滤器,在末端安装分风器,各用风设备分别在风分器上获取压风。

2、管道安装要求

(1)管道安装前应进行检查,钢管内不得留有残杂物和其它脏物(安装前用压风吹洗);

(2)管道敷设要求平顺、接头密封、防止漏风,凡有裂纹、创伤、凹陷等现象的钢管不得使用;

(3)压风管道在总输出管道上,必须安装总闸阀以便控制和维修管道;主管上每隔200-250m分装闸阀;并在适当地段加设一个三通接头备用;管道前端至开挖工作面距离宜保持在30m左右,并用高压软管接分风器;

(4)在管道每隔500-600m的低处设置油水分离器,定期放出管中聚积的油水,

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