新景煤矿矿井通风开采毕业设计教材.docx
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新景煤矿矿井通风开采毕业设计教材
摘要
新景矿井田位于阳泉市西部,距阳泉市中心11公里。
地理坐标东经113°21′10″—113°31′17″
北纬37°51′07″—37°56′31″
阳泉煤业集团有限责任公司新景矿(以下简称新景矿)是由原阳泉三矿的一期改扩建新增井田部分(西部区)与三矿竖井重新组建的矿井。
该矿主要采3号,8号,15号煤。
根据新景矿地质测量部门提供的新景矿南条带补充勘探地质报告资料,本矿井瓦斯主要来源于回采工作面、掘进工作面及已采区瓦斯涌出,矿井瓦斯相对涌出量平均为16.0m3/t,绝对涌出量平均为78m3/min。
根据佛洼分区开拓部署和煤层的赋存情况,该分区达产时在3号煤同时布置两个回采工作面,为此,设计确定3号煤层回采工作面采煤方法为倾斜长壁综采,顶板管理方法采用全部垮落法
本矿井属于高瓦斯矿,主要来源于回采工作面、掘进工作面及已采区瓦斯涌出,矿井瓦斯相对涌出量平均为16.0m3/t,绝对涌出量平均为78m3/min。
依据采区开拓部署,本区在佛洼风井工业场地内布置一对进、回风立井。
其通风系统为中央并列式,通风方式为机械负压抽出式。
佛洼分区设计生产能力为3.5Mt/a,年工作日350天,设计日生产能力10000t,每天两班生产,一班检修,全员效率19.3t/工,经计算分区在籍总人数为707人
第一章矿井概况
一、矿井基本概况
(一)井田范围及位置
新景矿井田位于阳泉市西部,距阳泉市中心11公里。
地理坐标东经113°21′10″—113°31′17″
北纬37°51′07″—37°56′31″
阳泉煤业集团有限责任公司新景矿(以下简称新景矿)是由原阳泉三矿的一期改扩建新增井田部分(西部区)与三矿竖井重新组建的矿井。
(二)地质构造及煤层赋存
新景矿井田位于阳泉矿区大规模单斜构造的西部,即太行山背斜西翼,寿阳向斜东翼,是沁水煤田的东北部分。
煤层赋存呈东北部高而西南部低的态势,倾角一般6°一10°。
井田内褶皱构造在平面上大体呈北北东—北东方向展布,以波状起伏的短轴褶皱构造为主,呈背向斜相间,斜列式、平列式组合,特别在局部地区,还出现一些小型的帚状、环状、S形等组合。
在垂直剖面上多以上部比较开阔平缓,下部比较弯曲或紧闭的平行褶皱为主要特征。
但在一些局部地区也出现一些不协调的层面褶皱,这些不同形态,不同组合的褶皱群,构成了本区构造的主体轮廓
(三)、地面建筑物
1、主要建(构)筑物的结构形式
(1)进风立井D=6.5米
(2)回风立井D=6.0米
(3)扇风机房:
采用钢筋混凝土独立基础,现浇钢筋混凝土梁板。
建筑面积256.2m2,檐高9.95m。
(4)扇风机房配电室:
采用砖混结构,毛石条基,现浇钢筋砼梁板。
建筑面积105m2,檐高4.2m。
(5)压风机房:
采用砖混结构,毛石条基,现浇钢筋混凝土梁板。
建筑面积420.0m2,檐高7.4m。
(6)进风井井口房:
采用砖混结构,毛石条基,现浇钢筋混凝土梁板。
建筑面积144m2,檐高6.0m。
(7)进线塔:
一座。
(8)水源井及泵房:
建筑面积16m2。
(9)净化间泵房:
钢筋混凝土梁板,建筑面积200m2。
(10)井下洒水池(包括消房用水):
容积800m3。
(11)调节水池:
钢筋混凝土结构,容积1500m3。
(12)热风炉房:
混合结构,建筑面积751.7m2,檐高11m。
(13)35KV变电所:
混合结构,建筑面积1066.3m2,檐高11m。
(14)厕所:
建筑面积25m2。
(15)大门门房:
建筑面积30m2(与水池泵房联建)。
(16)单身宿舍:
混合结构,建筑面积576m2,檐高7.8m。
(17)场内道路:
长700m,宽4m。
(18)涵洞:
长250m。
(19)挡墙:
长1100m。
(20)围墙:
长400m。
(四)、河流
本区属于海河流域滹沱河水系,桃河是本区最大的河流,发源于西部寿阳高原的温家庄、太安泽、坪头等地一带。
全长44km,河床宽约300~400m,流域面积为503km2,由西向东横穿整个矿区南部,汇入滹沱河。
据1996年资料记载:
平均流量仅为0.3m3/s,夏季流量一般为2~8m3/s,最大流量是1959年8月的2200m3/s
(五)、涌水量
根据水文地质条件,采用历年的平均含水系数0.3709(55—88年)而适当增加到0.5,按照本区年设计生产能力350万吨,日产量为10000吨进行涌水量预计:
本区正常涌水量为210m3/h,最大涌水量为320m3/h。
。
(六)、瓦斯涌出及爆炸性
根据新景矿地质测量部门提供的新景矿南条带补充勘探地质报告资料,本矿井瓦斯主要来源于回采工作面、掘进工作面及已采区瓦斯涌出,矿井瓦斯相对涌出量平均为16.0m3/t,绝对涌出量平均为78m3/min。
对3号煤层取样进行了煤尘爆炸性试验,结果为3号煤层具有煤尘爆炸危险性。
依据本井田及相邻矿井情况,在开采3号煤层时,有瓦斯突出危险性。
根据山西省煤炭工业局综合测试中心检验报告:
3号、8号煤层均无自然发火性。
依据相邻矿井情况,15号煤层有自然发火性.
(七)、矿井相邻关系情况
佛洼分区四邻关系:
东部为现生产的芦湖南分区及芦湖北分区,北部为新景矿北条带,西部为集团公司规划中的寿阳区七里河矿,西南部为阳泉市郊区保安煤矿,南部隔桃河为阳煤集团二矿。
二、矿井开拓概况
(一)、开拓方式及井田划分
矿井采用主斜井、副立井的综合开拓方式。
其开拓分为两个水平,分别为+525水平和+420水平。
目前矿井仅在+525水平进行生产,+420水平还未开拓。
+525水平的主运输采用胶带输送机,辅助运输原采用ZK10—6/550—1F型架线式电机车,下一步将更换为12t防爆特殊型蓄电池电机车牵引1.5t系列矿车。
主斜井巷道净宽4.8m,倾角13.5°,装备带宽1.4m的胶带输送机,设检修道。
主要负担矿井的煤炭提升任务,兼作进风井及安全出口。
副立井井筒直径7.5m,装备JKD3.5×4
(2)型多绳提升机,井筒内布置一套三层四车带平衡锤的宽罐笼,用于矿井人员、材料及设备的提升,兼作进风井。
该井装备为一次设计分期安装,一期工程安装一套宽罐笼,预留另一套安装位置。
矿井以X=103000线为界将井田划分为南、北两个条带,即南条带和北条带。
南条带以+525西一石门为界划分为东、西两个区,分别为芦湖南分区和佛洼分区;北条带以准备开拓的+525三北石门为界划分为东、西两个区,分别为芦湖北分区和保安分区。
即全矿井分为两个条带:
南条带和北条带;四个分区:
芦湖南分区、佛洼分区、芦湖北分区和保安分区
(二)、巷道布置
佛洼分区为新景矿的一个分区,本设计遵循新景矿的总体开拓方式,其主副提升仍利用矿井的主副提升系统;其开拓巷道布置为:
在分区中部东西方向沿煤层布置四条采区巷道;矸石排放利用芦湖南进风立井排矸系统。
在本区中部的适当位置新开一对进回风立井,进风立井装备梯子间、排水管、压风管、消防洒水管以及照明、动力、通讯电缆等,为进风井兼安全出口,回风立井为专用回风井;瓦斯抽放利用原有神堂咀瓦斯抽放系统。
形成佛洼风井除提升之外相对独立的供电、通风、排水、压风等系统。
第二章采区基本开采条件
一、采区基本条件
(一)、佛洼分区开采境界
佛洼分区位于新景矿的西南部,东部以y=86600与芦湖南、芦湖北分区为界,西部以y=82000与规划中的七里河井田为界,北部以x=103000与新景矿北条带为界,西南部为保安煤矿,南部隔桃河为阳煤集团二矿,分区东西长4600m,南北宽平均3200m,面积为14.76km2。
(二)、储量
佛洼分区地质构造简单,煤层稳定。
参加储量计算的煤层为3号、8号、15号煤层(注:
本次设计未计算9号煤储量,其原因在开拓方案部分叙述)。
根据《煤炭资源地质勘探规范》,确定能利用储量最低可采厚度为0.8m,最高可采灰分为40%。
1、储量计算方法
储量计算方法采用地质块段法:
计算公式:
Q=S×M×D
式中:
Q——储量,万吨
S——水平投影面积,m2
M——平均厚度,m
D——容重,t/m3
2、煤层厚度:
根据南条带储量计算图,单独对佛洼分区的储量块段进行加权平均后计算得各煤层平均厚度分别为:
3号煤2.25m;8号煤2.06m;15号煤5.23m。
3、煤的容重:
3号煤层为1.40t/m3;8号煤层为1.52t/m3;15号煤层为1.435t/m3;
经计算,本分区保有地质储量分别为:
3号煤为4646.4万吨;8号煤为4258.4万吨;15号煤为11033.8万吨;合计为19939万吨。
可采储量
根据《煤炭工业矿井设计规范》的有关规定对本分区设计储量和设计可采储量进行计算,计算结果见表2-1-1、2-1-2。
表2-1-1设计储量计算表
单位:
万吨
煤层
编号
块段
面积
(km2)
工业
储量
平均
厚度
(m)
容重
(t/m3)
永久煤柱损失
设计
储量
矿界
高速公路
小计
3
14.76
4646.4
2.25
1.4
46.9
359.4
406.3
4240
8
13.61
4258.4
2.06
1.52
44.8
410.6
455.4
3803
15
14.76
11033.8
5.23
1.435
133.5
1108.0
1241.5
9792
合计
19939
225.2
1878
2103.2
17835
表2-1-2可采储量表
单位:
万吨
煤层
编号
设计
储量
开采煤柱损失
开采
损失
设计可
采储量
大巷
风井广场
小计
3
4240.1
237.9
53.7
291.6
789.7
3159
8
3803.0
235.1
61.4
296.5
701.3
2805
15
9792.3
563.6
178.4
742.0
2262.6
6788
合计
17835
1036.6
293.5
1330.1
3753.6
12752
安全煤柱的留设
井田内煤柱的留设和计算方法如下:
井田境界:
留设20m煤柱;大巷:
3号、8号煤两侧各留设30m煤柱;15号煤两侧各留设40m煤柱。
建、构筑物按照保护等级外推围护带,表土按45°移动角下推,遇基岩再按72°移动角下推留设保安煤柱。
村庄:
按照集团公司搬迁规划,设计本分区村庄均未留设煤柱。
(三)、分区设计生产能力的确定
根据煤层赋存条件、可采储量、工作面装备水平等情况,确定本分区设计生产能力为3.50Mt/a,日生产能力为1万吨。
其主要理由如下:
1、本分区设计可采储量为12752万吨,其中,3号煤:
3159万吨;8号煤:
2805万吨;15号煤:
6788万吨。
储量丰富,煤层赋存稳定,煤层倾角6°一10°,适宜于综合机械化开采。
2、依据地质报告,本区地质构造简单,断层、陷落柱稀少,水文地质条件简单,适宜布置高产高效工作面进行开采。
3、集团公司经过多年开采,已有多个中厚煤层单产超100万吨/年的综采队,本区东部现已装备一个高产高效工作面,设计生产能力为150万吨/年。
本矿已经积累了建设、管理特大型矿井的丰富经验。
为此,从资源、煤层开采条件以及管理水平等方面综合考虑,(三)确定本分区设计生产能力为3.50Mt/a是比较合理的。
(四)、分区服务年限
按下式计算:
T=Z/(A×K)
式中:
T——服务年限,a;
Z——设计可采储量,万吨;
A——设计生产能力,万吨/a;
K——储量备用系数,取1.4;
则:
分区服务年限为T=12752/(350×1.4)≈26(a)
其中分煤层服务年限分别为:
3号煤为6.4年;8号煤为5.7年;15号煤为13.8年。
(五)、采煤方法选择
佛洼分区初期开采3号煤层,3号煤层倾角平缓,一般为6°~10°,地质构造简单,煤层赋存稳定,平均厚度为2.25m,顶、底板均为砂质泥岩,为半坚硬岩石,适合于机械化开采。
根据佛洼分区开拓部署和煤层的赋存情况,该分区达产时在3号煤同时布置两个回采工作面,为此,设计确定3号煤层回采工作面采煤方法为倾斜长壁综采,顶板管理方法采用全部垮落法
二、采区开采煤层条件
(一)、煤层赋存特征
井田开采过程中揭露的断层均为中、小断层,构造破碎带不发育,对矿床充水的作用和影响不大,揭露的陷落柱基本不含水,只是在雨季向斜部位出现少量涌水。
井田基本构造形态为单斜,在此基础上发育有宽缓褶曲和短轴褶曲,断层稀少,属简单略偏中等,基本适宜于机械化开采。
(二)、地质状况及煤层概况
本区开采石炭系上统太原组及二迭系下统山西组煤系地层,共含16层煤,其中l—6号煤产于山西组,8—15号煤产于太原组。
煤层总厚度18.63m,煤系地层总厚为181m,含煤系数为10.6%。
现将本区主要煤层情况分述如下:
(1)2号煤层:
大部分地区不可采,向北部逐渐尖灭,仅芦湖、坡头、张家岩一带有一片可采区。
见煤点厚度为0—1.42m,平均厚度为0.46m,可采区厚度一般仅0.8m,属薄煤层。
(2)3号煤层:
位于2号煤层下6.05—26.63m,平均间距为11.75m。
见煤点厚度为1.87~3.30m,平均厚2.25m。
(3)6号煤层:
距3号煤层7.60—52.53m,平均间距23.5m,全区只有东部的张家岩,中部的芦湖、高岭、新庄窝以及西部的枣园、旧街三片可采区,其余大部尖灭。
(4)8号煤层:
位于6号煤下11.78—44.31m,平均间距25.48m,见煤点厚度0.48~3.30m,平均2.06m,属薄—中厚煤层。
本区域北部有一些不可采区(厚度小于0.8米)。
(5)9号煤层:
位于8号煤下0.78~28.57m,平均11.29m,见煤点厚度0.00~3.48m,平均2.03m,属中厚煤层,该层在李家山、东西畛一带尖灭,向南及南西方向变厚。
(6)12号煤层:
位于9号煤下9.18—76.58m,平均31.63m,见煤点厚度0.71~1.76m,平均1.29m。
该煤层在东西畛、候家山、张家岩一带厚度较大,普遍1.Om以上,向南、向西方向厚度薄至不可采。
(7)13号煤层:
距12号煤层2.35—27.55m,平均间距11.07m,见煤点厚度0.00~1.40m,平均0.74m。
该煤层北部、西部尖灭,不可采,仅张家岩、芦湖、新庄窝、旧街一带可采。
(8)15号煤层:
距13号煤层14.92~63.92m,平均23.69m,见煤点厚度3.94~8.21m,平均5.23m,该煤层东部、北部厚度大,向西部新庄窝、旧街、枣园一带,由于下部夹石加厚,分出15下号煤,因而煤层厚度减到4m左右。
为全区稳定主要可采煤层。
(9)15下号煤层:
为15号煤层下分层,距15号煤0.90一5.22m,平均1.92m,见煤点厚度0.18—3.83m,平均1.87m,单独分层出现在芦湖、东西畛两个不可采区,可采区主要分布于西部和西南部的保安、旧街一带,可采区属中厚煤层。
(三)、煤质
各煤层均为中~高变质煤层,煤种属无烟煤。
原煤灰分分别为3号煤16.54%;8号煤25.17%;9号煤20.4%;12号煤17.7%;15号煤13.37%。
硫分分别为:
3号煤0.39%;8号煤1.02%;9号煤0.62%;12号煤2.72%;15号煤2.33%。
原煤挥发分分别为:
3号煤10.55%;8号煤11.99%;9号煤10.9%;12号煤9.43%;15号煤8.4%。
各煤层发热量分别为:
3号煤35.63MJ/kg;8号煤34.69MJ/kg;9号煤35.3MJ/kg;12号煤35.87MJ/kg;15号煤35.58MJ/kg。
表2-2-1可采煤层特征表
煤层
煤层厚度
煤层间距
煤层
结构
稳定性
夹石层
最小—最大
平均(m)
最小—最大
平均(m)
3
1.87—3.30
2.25
19.38—96.84
48.98
0.78—28.57
11.29
9.18—76.58
31.63
17.27—91.47
34.76
简单
稳定
0~1
8
0.48—3.30
2.06
简单
不稳定
1~2
9
0.00—3.48
2.03
简单
不稳定
1~2
12
0.71—1.76
1.29
简单
不稳定
0~1
15
3.94—8.21
5.23
复杂
稳定
1~3
第三章采区巷道布置
一、采区上山布置方案
(一)、布置方案的比较及选择
在确定了风井工业场地的情况下,本设计以佛洼风井为界将佛洼分区分为东西两个区,同时提出了两个布置方案,分别叙述如下:
方案一
本方案以辅助运输绞车服务范围为界将佛洼分区分为东西两个区。
1、3号煤
由于佛洼东区的3号煤已准备出1个回采工作面,并有5个回采工作面的顺槽将近掘完,因此,东区的开拓方案已成定局。
其开拓布置方式为,利用分区中部的东西方向布置的525轨道大巷,向北间距30米布置分区北翼回风巷,向南间距30米分别布置轨道巷、胶带巷和分区南翼回风巷,分区巷道除东部边界处的部分轨道斜巷和上仓胶带巷为岩石巷道外,其余绝大部分为煤层巷道。
与分区准备巷道垂直,南北方向条带式布置回采工作面。
当525轨道大巷掘至佛洼风井东侧距回风井437m左右时(y=84650m),煤层开始变为向西方向的倾角向下的单斜构造,煤层距525轨道大巷愈来愈远,其间距由50米逐步变为100米以上,设计525轨道大巷在y=84650m附近停掘,做一个上部平车场后在525轨道大巷南侧间距30米布置西区轨道巷,轨道巷以12°坡向下找煤,见煤后沿3号煤顶板掘进,同时向北、向南间距30米分别布置分区北翼回风巷、轨道巷、胶带巷和分区南翼回风巷。
其回采工作面布置形式同东区。
轨道巷在见煤点附近需布置一段通风联络绕巷将东西区轨道巷连通,以作为下一步东区轨道巷的进风通道。
2、8号煤
由于8号煤标高介于+525m水平和+420m水平之间,利用两个水平均可开采,因此提出两个开拓方案。
(1)8号煤+525m水平开拓方案
本方案中辅助运输是利用525轨道大巷与8号煤煤层轨道巷连通;主运输是将8号煤采区胶带巷与8号煤胶带联络巷直接连接,通过芦湖南8号煤转载煤仓与芦湖南8号煤胶带大巷连接,以实现其主运输系统与3号煤系统的分装分运。
具体方案叙述如下:
东区:
在佛洼分区东部边界处,利用3号煤采区车场以20°下坡做8号煤材料斜巷,在8号煤底板做平车场,然后沿8号煤顶板布置东区轨道巷;东区胶带巷与8号煤胶带联络巷直接连接;分区北翼回风巷在东部边界处以25°上坡与西一上回风石门沟通,以形成8号煤抽放瓦斯管路系统。
西区:
525轨道大巷在y=84770附近做8号煤西区上部平车场,然后与东区相同,以20°下坡做8号煤材料斜巷及相应的下部平车场以及8号煤西区轨道巷。
上述巷道均与3号煤重叠布置。
(2)8号煤+420m水平开拓方案
东区:
在东部边界处,利用420轨道巷做8号煤下部平车场,然后以20°上坡做8号煤材料斜巷,在8号煤底板做上部平车场后,沿8号煤顶板布置东区轨道巷;东区胶带巷通过8号煤转载煤仓与15号煤上仓胶带巷搭接,然后进入15号煤煤仓,通过西一下胶带石门外运;分区北翼回风巷在东部边界处以25°下坡与15号煤回风联络巷沟通。
西区:
420轨道大巷在y=84380附近进入8号煤层,然后沿8号煤层直接布置西区轨道巷。
上述巷道除水平大巷、岩石斜巷及上下部车场为岩巷外,其余巷道均为煤巷。
(3)8号煤两个方案的比较选择
利用+525m水平开采8号煤的主要优点是:
①从衔接方面考虑,由于3号煤的服务年限只有6.4年,当佛洼风井投运后,即可进行8号煤的开拓准备。
主要缺点是:
①在8号煤需布置一条1430米长的胶带联络巷,以完成本分区8号煤与芦湖南8号煤之间主运输系统的连接,以实现3号、8号煤的分装分运。
②西区辅助运输需通过两部绞车接力来完成。
利用+420m水平开采8号煤的主要优点是:
①主运输通过8号煤分区煤仓与15号煤混合,从而减少了一部胶带联络巷。
②420轨道大巷可直接进入8号煤层,只需布置一部辅助运输绞车即可与水平大巷连接。
主要缺点是:
从衔接方面考虑:
在矿井总体衔接安排中,芦湖南分区的15号煤将于2014年投产。
另外通过对420水平的工程量估算,从佛洼风井到副立井的单巷工程量约9000米左右,其中副立井到芦湖南风井单巷工程量为3000多米,芦湖南风井到佛洼风井单巷工程量为5500多米,两个井底车场部分单巷工程量为500多米,如果再加上采区巷道及回采巷道工程量,即使从现在开始进入二水平的开拓准备,到佛洼分区形成系统也需要6年多时间,而佛洼分区8号煤至少需要从2010年左右开始准备。
因此,利用420水平开拓系统开采8号煤无法满足矿井衔接要求,
通过对上述两个方案的比较,为了保证矿井的正常生产衔接,设计选择利用+525m水平开采8号煤方案。
3、15号煤
东区:
420轨道大巷在佛洼东区边界处已接近15号煤,在其拐弯附近做一个平车场,然后以12°下坡布置东区15号煤轨道巷,见煤后沿15号煤顶板布置;15号煤胶带巷以16°上坡布置15号煤转载煤仓,并与+420m水平西一下胶带石门搭接。
西区:
420轨道大巷在y=847700附近以12°下坡布置15号煤材料斜巷,进入煤层后沿15号煤顶板布置西区轨道巷。
上述8号、15号煤工作面布置形式均与3号煤相同。
4、关于9号煤说明
由于9号煤现有资料不全。
结合集团公司开采情况,因8号、9号煤距离较近,8号煤开采后,使得9号煤顶板相当破碎,变成了难采煤层。
另一方面,从现在推行的上行采煤方法看,9号、15号煤距离达80米左右,15号煤的开采不会对9号造成太大影响。
因此,建议矿井到后期再考虑9号煤的开采。
(二)方案二
本方案以佛洼进风井为界将佛洼分区大致分为东西两个区。
佛洼东区由于现有的开拓大巷及准备巷道已经形成,其开拓方案已成定局,本设计针对佛洼西区提出方案二,叙述如下:
将位于佛洼进风井处回采工作面的尾巷作为西区胶带巷,向西间距30米分别布置轨道巷和回风巷,然后东西方向布置西区回采工作面顺槽,这样将佛洼西区布置成一个单翼采区。
该单翼采区由东区准备巷道将其分为南北两部分,需要通过轨道巷及胶带巷分别与西区采区车场及胶带巷相连。
(三)方案比较及选择
由于佛洼分区东区方案已成定局,因此只对西区方案进行比较。
方案一的主要优点是:
1、开拓布局合理,系统简单流畅,全区各主要巷道系统均沿一条直线布置;
2、巷道工程量较少,巷道工程投资少,移交及达产工作面投产早,见效快。
方案一比方案二节省巷道工程量约300米。
初期工程量少,建井工期短,最大限度地压缩了初期井巷工程投资;
3、矿井生产系统简单,占用设备少、生产环节少、用工少、事故少、生产经营费用低。
方案一的主要缺点是:
西区南部块段布置的三角煤工作面较多(9个)。
方案二的主要优点是:
1、绝大部分可布置推进长度为1900米左右的回采工作面,比较适宜高产高效工作面的大推进度;
2、西区南部块段布置的三角煤工作面较少(5个)。
方案二的主要缺点是:
1、采区巷道系统增加一个运输环节,主运输及辅助运输至少多投入一部设备;
2、辅助运输增加一个采区车场环节;
3、初期移交工程量增加;
4、采区巷道工程量略有增加(约300米左右)。
通过对上述方案的比较,方案一的优点正好是方案二的缺点,方案一优点突出,
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