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        基于惰化平衡的厚煤層透采空區(qū)煤自燃防控方法

        2022-09-16 07:26:00孫廣京何鋮茂李乃祿陳成果范會峰秦志華
        煤礦安全 2022年9期
        關(guān)鍵詞:漏風(fēng)裂隙采空區(qū)

        孫廣京,何鋮茂,李乃祿,陳成果,范會峰,秦志華

        (1.貴州六盤水師范學(xué)院,貴州 六盤水 553000;2.中煤科工集團(tuán)重慶研究院有限公司,重慶 400037;3.彬縣水簾洞煤炭有限責(zé)任公司,陜西 咸陽 712000;4.西安科技大學(xué) 安全科學(xué)與工程學(xué)院,陜西 西安 710000)

        近年來,關(guān)于采空區(qū)煤自燃火災(zāi)隱患分析及防治技術(shù),相關(guān)學(xué)者已做了大量研究[1-3]。漏風(fēng)是引起采空區(qū)煤自燃的主要原因之一[4-6]。受工作面采掘活動、煤層賦存復(fù)雜地質(zhì)條件、大氣參數(shù)變化等因素的影響,采空區(qū)周邊距離工作面本層、層間、地表等多個區(qū)域風(fēng)阻的變化導(dǎo)致采空區(qū)內(nèi)外壓能分布不均,存在漏風(fēng)壓差,多空隙介質(zhì)環(huán)境下遺煤不斷氧化升溫引起自然發(fā)火。當(dāng)前主要采用數(shù)值模擬和現(xiàn)場觀測相結(jié)合的方法開展研究,通過建立有限元數(shù)學(xué)模型,利用數(shù)值模擬的手段分析采空區(qū)漏風(fēng)流場[7-9]。在采空區(qū)漏風(fēng)現(xiàn)場觀測方面,利用瞬時釋放法在風(fēng)源位置持續(xù)釋放示蹤氣體,對可能漏風(fēng)點進(jìn)行取樣,通過檢測風(fēng)流中示蹤氣體含量,分析漏風(fēng)通道,估算最小漏風(fēng)速度與漏風(fēng)量,結(jié)合現(xiàn)場實際條件確定煤自燃隱患程度和位置[10-11]。在采空區(qū)煤自燃隱患防控方面,以“減少采空區(qū)漏風(fēng)、降低采空區(qū)氧體積分?jǐn)?shù)”為預(yù)防原則開展預(yù)防。厚煤層綜放開采遺煤量大,采空區(qū)周邊煤柱破碎嚴(yán)重,當(dāng)本煤層內(nèi)存在老采空區(qū)時,工作面推進(jìn)會增加本煤層內(nèi)采空區(qū)周邊裂隙導(dǎo)通,造成本面采空區(qū)和煤層內(nèi)采空區(qū)貫通,形成復(fù)合采空區(qū)。工作面在不同采掘階段,煤層覆巖采動裂隙時空演化規(guī)律不明確,漏風(fēng)規(guī)律極為復(fù)雜,煤自燃隱患區(qū)域辨識難度大,難以做到采空區(qū)煤自燃隱患的有效防治[12-14]。為此,采用現(xiàn)場測定與數(shù)值模擬相結(jié)合的方法,在分析厚煤層綜放開采條件下工作面透采空區(qū)各流場之間耦合關(guān)系的基礎(chǔ)上,以水簾洞煤礦大巷煤柱(北)綜放工作面為對象,開展采空區(qū)漏風(fēng)觀測和規(guī)律研究,提出基于“惰化平衡”的厚煤層透采空區(qū)煤自燃防控技術(shù)思路,為復(fù)雜環(huán)境條件下采空區(qū)煤自燃隱患超前預(yù)控工作提供新方法。

        1 工作面概況

        水簾洞煤礦為高瓦斯礦井,當(dāng)前開采4#煤屬Ⅰ類易自燃煤層,絕對瓦斯涌出量23.5 m3/min。其中大巷煤柱(北)綜放工作面位于+770 水平大巷煤柱北部,西鄰ZF2801 工作面采空區(qū),北部為北十一巷、北十二巷周邊老采空區(qū)。工作面運(yùn)輸巷長為335 m,回風(fēng)巷長為360 m,工作面設(shè)計長度為170 m,煤層總體南高北低。根據(jù)歷史資料顯示,北十二巷沿本煤層底板由東向西以房柱法開采并遺留多個老采空區(qū),其寬度約2~4 m,長度約100~150 m。工作面布置如圖1。

        圖1 工作面布置示意圖Fig.1 Layout of working face

        本煤層內(nèi)多個采空區(qū)層位復(fù)雜,結(jié)合回風(fēng)巷探查鉆孔初步探明本煤層至少存在7 個采空區(qū)。采空區(qū)間保護(hù)煤柱長期承壓,破碎嚴(yán)重,裂隙導(dǎo)通性良好。工作面運(yùn)輸巷由于揭露北十二老巷,破壞老舊木棚支護(hù),空洞顯露,巷幫嚴(yán)重破碎且頂板破裂?;仫L(fēng)巷掘進(jìn)期間,為探測煤層中采空區(qū)位置,實施探查鉆孔,在地應(yīng)力的作用下使周邊產(chǎn)生裂隙,鉆孔裂隙與保護(hù)煤柱裂隙相連形成一片漏風(fēng)通道。當(dāng)切眼貫通形成負(fù)壓通風(fēng)后,漏風(fēng)風(fēng)流通過裂隙在煤層內(nèi)采空區(qū)之間運(yùn)移,導(dǎo)致采空區(qū)內(nèi)部氧氣濃度升高,煤自燃危險程度加劇,高濃度瓦斯在采空區(qū)積聚。

        2 采空區(qū)漏風(fēng)通道測定

        2.1 測定方案

        利用SF6示蹤氣體法測定本煤層內(nèi)采空區(qū)漏風(fēng)通道。試驗儀器主要包括:SF6氣瓶、減壓閥、流量計、負(fù)壓采樣器、球膽和氣相色譜儀等。采用連續(xù)定量釋放法,即在釋放點連續(xù)釋放一定數(shù)量的SF6氣體,在采樣點處取樣分析(間隔2~5 min 開始取樣),通過分析氣樣中SF6氣體體積分?jǐn)?shù)確定釋放點與采樣點之間的裂隙導(dǎo)通性。在運(yùn)輸巷與回風(fēng)巷相應(yīng)位置設(shè)立7 個氣體監(jiān)測鉆孔,設(shè)立2 個氣體釋放鉆孔并預(yù)埋束管。氣體監(jiān)測鉆孔參數(shù)見表1。

        表1 氣體監(jiān)測鉆孔參數(shù)Table 1 Gas monitoring borehole parameters

        2.2 漏風(fēng)通道確定

        氣體釋放人員到達(dá)預(yù)定位置,開始釋放SF6氣體,流量為60 mL/min,連續(xù)釋放5 min。釋放后進(jìn)行氣樣采集工作逐點采氣,分析采集氣樣中的SF6氣體體積分?jǐn)?shù)。測點布置圖如圖2,采樣檢測結(jié)果見表2。

        圖2 測點布置圖Fig.2 Layout of measuring points

        表2 采樣檢測結(jié)果Table 2 Sampling test results

        由表2 可知:①當(dāng)在運(yùn)輸巷距切眼300 m 位置處釋放SF6氣體時(試驗Ⅰ),1#~7#鉆孔均未檢測到SF6存在,表明該位置煤體裂隙發(fā)育小,與各采樣點之間不存在漏風(fēng)通道,SF6僅在鉆孔內(nèi)部積聚,未向回風(fēng)側(cè)運(yùn)移;②在運(yùn)輸巷距切眼50 m 位置處釋放SF6氣體時(試驗Ⅱ),除6#、7#鉆孔外,1#鉆孔(運(yùn)輸巷距切眼200 m)~5#鉆孔(回風(fēng)巷距切眼100 m)均檢測到SF6,表明6#、7#鉆孔(回風(fēng)巷距切眼150、200 m)深部煤體裂隙發(fā)育小,與各采樣點之間不存在漏風(fēng)通道。

        2.3 現(xiàn)場氣體觀測

        鉆孔CO 體積分?jǐn)?shù)如圖3。由圖3 可知,同一時期內(nèi),回風(fēng)巷側(cè)7#鉆孔(距切眼200 m)內(nèi)O2體積分?jǐn)?shù)最低,而CH4的體積分?jǐn)?shù)則達(dá)到最大,表明7#鉆孔處煤體裂隙發(fā)育極低,巷道向內(nèi)漏風(fēng)量較低。2#鉆孔(距切眼100 m)O2體積分?jǐn)?shù)極大,且CH4體積分?jǐn)?shù)較小,表明該處裂隙較大,漏風(fēng)明顯?;仫L(fēng)巷內(nèi)3#鉆孔(距切眼50 m)內(nèi)O2體積分?jǐn)?shù)較運(yùn)輸巷2#鉆孔驟減,CH4體積分?jǐn)?shù)則保持較高水平,表明切眼向外50 m 范圍裂隙煤體區(qū)漏風(fēng)量?。浑S著到切眼距離的增加,4#、5#鉆孔(距切眼70 m、100 m)O2體積分?jǐn)?shù)變大,此處煤體裂隙貫通,漏風(fēng)明顯。運(yùn)輸巷、回風(fēng)巷距離切眼200 m 位置煤體漏風(fēng)小,回風(fēng)巷距切眼50~100 m 范圍漏風(fēng)明顯。

        圖3 工作面開切眼期間各鉆孔氣體體積分?jǐn)?shù)Fig. 3 Gas volume fraction of each borehole during the opening of the working face

        3 采空區(qū)漏風(fēng)流場模擬分析

        3.1 數(shù)值模型

        基本假設(shè):①采空區(qū)幾何模型簡化為僅有垮落帶的矩形幾何體,空隙率為空間位置的函數(shù);②采空區(qū)內(nèi)氣體為不可壓縮氣體,遵循非線性滲流定律。

        1)質(zhì)量守恒方程。

        式中:ρ 為氣體密度,kg/m3;vx、vy、vz為x、y、z 方向速度,m/s;t 為流動時間,s。

        2)動量守恒方程。

        式中:u 為速度矢量,m/s;I 為單位張量;p 為壓力,Pa;F 為體積力,N/m3。

        3)理想氣體狀態(tài)方程。

        式中:p 為壓力,Pa;M 為氣體摩爾質(zhì)量,g/mol;R 為理想氣體常數(shù),8.314 J/(mol·K);T 為溫度,K。

        3.2 幾何模型及邊界條件

        根據(jù)SF6示蹤氣體漏風(fēng)測定試驗,并結(jié)合工作面周邊老采空區(qū)物探結(jié)果,設(shè)定本模型距切眼200 m 以內(nèi)范圍為采空區(qū)區(qū)域,各采空區(qū)之間存在裂隙,其幾何參數(shù)見表3。本模型實際設(shè)定采高3.5 m,采空區(qū)垮落帶高10 m,運(yùn)輸巷與回風(fēng)巷寬度為5 m。

        表3 采空區(qū)幾何參數(shù)Table 3 Geometric parameters of goaf

        運(yùn)輸巷入口面設(shè)為inlet,空氣流速0.8 m/s,回風(fēng)巷出口面設(shè)為outlet,為自然出流,模型內(nèi)部面設(shè)為interior,其余面設(shè)為wall,實體煤區(qū)域為固體。裂隙煤體區(qū)設(shè)為多孔介質(zhì)區(qū)域,孔隙率為0.001。采空區(qū)為多孔介質(zhì),其遺煤區(qū)域設(shè)置氧氣消耗源項,空隙率和滲透率依據(jù)經(jīng)驗方程進(jìn)行設(shè)定[15],并在Fluent中進(jìn)行UDF 編譯。

        本模型使用六面體網(wǎng)格法劃分網(wǎng)格,其中采空區(qū)垮落帶區(qū)域網(wǎng)格尺寸1 m,裂隙煤體區(qū)網(wǎng)格加密0.1 m,網(wǎng)格總數(shù)120 萬,網(wǎng)格平均質(zhì)量1。

        3.3 采空區(qū)漏風(fēng)流場

        工作面初采期間周邊采空區(qū)O2滲流場如圖4。

        圖4 工作面初采期間周邊采空區(qū)O2 滲流場Fig.4 O2 seepage field in surrounding goaf during initial mining of working face

        由圖4(a)可知,當(dāng)工作面切眼貫通后,形成全負(fù)壓通風(fēng),巷道風(fēng)流大量漏入本煤層內(nèi)采空區(qū),受回風(fēng)巷一側(cè)卸壓鉆孔、瓦斯抽采鉆孔等孔周裂隙場影響,漏風(fēng)風(fēng)流由運(yùn)輸巷向回風(fēng)巷運(yùn)移。其中切眼向外100 m 范圍采空區(qū)氧氣最遠(yuǎn)滲流至回風(fēng)巷側(cè),形成東西走向貫通性漏風(fēng),此范圍內(nèi)最小O2質(zhì)量分?jǐn)?shù)為6%,切眼向外100~200 m 范圍內(nèi)O2質(zhì)量分?jǐn)?shù)則呈現(xiàn)逐漸減小的趨勢。

        由圖4(b)可知,隨著高度的增加,采空區(qū)同一位置處O2質(zhì)量分?jǐn)?shù)逐漸減小,其主要原因為采空區(qū)冒落帶上覆巖層空隙率小,O2滲流較為困難。

        由圖4(c)可知,各采空區(qū)O2質(zhì)量分?jǐn)?shù)隨其深度的增加逐漸遞減,且采空區(qū)O2擴(kuò)散程度隨距切眼距離的增加而逐漸減小,其中運(yùn)輸巷端頭近切眼處O2擴(kuò)散的范圍明顯大于回風(fēng)側(cè)。

        3.4 采空區(qū)煤自燃危險區(qū)域

        結(jié)合采空區(qū)遺煤自燃危險性劃分標(biāo)準(zhǔn)[16]:氧氣體積分?jǐn)?shù)介于8%~18%為煤自燃氧化帶,由此確定大巷煤柱(北)工作面初采期間周邊大面積采空區(qū)煤自燃危險區(qū)域如圖5。

        圖5 工作面初采期間周邊大面積采空區(qū)煤自燃危險區(qū)域Fig.5 Coal spontaneous combustion dangerous area in surrounding large goaf during initial mining of working face

        由圖5 可知,切眼向外約125 m 范圍為煤自燃危險區(qū)域,切眼向外50 m 范圍內(nèi)危險區(qū)域由運(yùn)輸巷向回風(fēng)巷最大延伸約100 m,此區(qū)域應(yīng)為大巷煤柱(北)綜放工作面初采期間周邊大面積采空區(qū)氣體運(yùn)移重點防控區(qū)域。

        4 采空區(qū)煤自燃防控方法

        4.1 工作面開切眼時期煤自燃防控方法

        工作面切眼貫通后本煤層內(nèi)采空區(qū)漏風(fēng)嚴(yán)重,內(nèi)部O2、CO、CH4等氣體呈現(xiàn)復(fù)雜運(yùn)移特征,形成煤自燃危險區(qū)域。因此,對重點防控區(qū)域以注氮氣惰化平衡為主,兩巷道巷幫噴漿和采空區(qū)壓注水玻璃凝膠隔離為輔。工作面開切眼期間煤自燃防控方法如圖6。

        圖6 工作面開切眼期間煤自燃防控方法Fig.6 Prevention and control method of coal spontaneous combustion during open-off cut of working face

        4.1.1 封閉式氮氣惰化

        根據(jù)采空區(qū)漏風(fēng)情況,設(shè)計的注氮各參數(shù)為:①Q(mào)0:大面積采空區(qū)總漏風(fēng)量,約8.3 m3/min;②C1:大面積采空區(qū)氧化帶平均氧氣體積分?jǐn)?shù),約13%;③C2:惰化防火指標(biāo)氧氣體積分?jǐn)?shù),為8%;④CN:注入氮氣體積分?jǐn)?shù),約98%;⑤p2:輸?shù)苣┒嗽O(shè)計壓力,0.1 MPa;⑥Qmax:最大輸?shù)浚? 000 m3/h;⑦D0:主輸?shù)苈饭軓剑?00 mm;⑧Di:支管路管徑,150 mm;⑨Li:輸?shù)嚯x,32 00 m。大巷煤柱(北)工作面周邊采空區(qū)注氮流量約600 m3/h,輸?shù)獕毫?.36 MPa。對運(yùn)輸巷距切眼50、100 m 2 處位置附近施工注氮鉆孔,孔深20 m,單孔壓注流量300 m3/h。

        4.1.2 多鉆孔連續(xù)壓注凝膠

        將礦井黃泥灌漿管路改造為水玻璃凝膠管路,在運(yùn)輸巷與回風(fēng)巷分別形成1 套注膠系統(tǒng),即2 臺雙液泵、4 路直徑25 mm 注膠管路,保障兩巷道水玻璃流量為25~50 m3/d。運(yùn)輸巷內(nèi)1 路注膠管路分別對距切眼100、200 m 位置進(jìn)行小流量壓注;回風(fēng)巷每隔50 m 設(shè)計注膠孔,壓注水玻璃凝膠分為普注、加固,普注量為25~50 m3/d,壓注凝膠量以返漿為準(zhǔn),使運(yùn)輸巷與回風(fēng)巷間老采空區(qū)形成部分大面積隔離帶,封堵漏風(fēng)。

        4.1.3 多鉆孔氣體監(jiān)測

        利用前期在運(yùn)輸巷與回風(fēng)巷設(shè)立7 個束管監(jiān)測鉆孔,監(jiān)測采空區(qū)氣體涌出量變化情況如圖7。

        圖7 工作面開切眼期間各監(jiān)測鉆孔氣體分布Fig.7 Gas distribution of each monitoring boreholeduring open-off cut of the working face

        開采初期主要對切眼東段已揭露采空區(qū)和后部采空區(qū)進(jìn)行治理,兩巷道巷幫噴漿,各監(jiān)測鉆孔氧氣體積分?jǐn)?shù)均保持較高水平,且1#、2#、4#鉆孔均檢測到CO,其中4#鉆孔CO 體積分?jǐn)?shù)高達(dá)70×10-6,表明回風(fēng)巷距切眼70 m 位置煤自燃隱患較大。隨后對運(yùn)輸巷一側(cè)采空區(qū)壓注氮氣惰化,回風(fēng)巷一側(cè)壓注水玻璃凝膠堵漏,各監(jiān)測鉆孔氧氣體積分?jǐn)?shù)開始降低,且CH4體積分?jǐn)?shù)開始逐漸上升,CO 體積分?jǐn)?shù)大幅下降。

        4.2 工作面過采空區(qū)時期煤自燃防控方法

        工作面過采空區(qū)時期煤自燃防控方法如圖8。

        圖8 工作面過采空區(qū)期間煤自燃防控措施Fig.8 Prevention and control measures for coal spontaneous combustion during working face passing through goaf

        針對本面后部采空區(qū),可在進(jìn)回風(fēng)隅角埋設(shè)束管,每天對該區(qū)域氣體進(jìn)行取樣分析,兩端頭懸掛擋風(fēng)簾,巷道覆蓋長度20 m,每隔10 m 構(gòu)筑1 道爐渣袋墻,每隔50 m 構(gòu)筑2 道間距1 m 隔離墻,及時對間距內(nèi)注漿、壓注膠體;兩巷道自切眼起每隔15 m,在工作面端頭施工1 道爐渣袋隔離墻。工作面回采期間,在采區(qū)通風(fēng)系統(tǒng)發(fā)生變化時,及時測定和調(diào)整工作面的風(fēng)量,減少采空區(qū)內(nèi)漏風(fēng)范圍和漏風(fēng)量。

        針對本煤層采空區(qū),可持續(xù)對已探明采空區(qū)壓注高分子充填材料;利用地面二氧化碳罐車通過二氧化碳蒸發(fā)器連接井下注氮管路對其間歇性壓注液態(tài)CO2,降低采空區(qū)煤自燃高溫隱患,保持內(nèi)部氣體平衡。

        工作面過采空區(qū)期間各監(jiān)測鉆孔氣體分布如圖9。

        由圖9 可知,在回采前期,各鉆孔O2體積分?jǐn)?shù)均逐漸上升,CH4體積分?jǐn)?shù)均逐漸降低,表明工作面采動增大了各采空區(qū)之間裂隙,導(dǎo)致漏風(fēng)增加。其中1#(運(yùn)輸巷距切眼200 m)、5#(回風(fēng)巷距切眼100 m)鉆孔CO 體積分?jǐn)?shù)開始增加,表明此兩處位置漏風(fēng)嚴(yán)重,該兩處采空區(qū)破碎煤體出現(xiàn)低溫氧化現(xiàn)象。隨著回采中加大實施注氮氣、注凝膠等防滅火作業(yè),各鉆孔O2體積分?jǐn)?shù)開始下降,CH4體積分?jǐn)?shù)保持平衡,1#、5#鉆孔CO 體積分?jǐn)?shù)開始降低。

        圖9 工作面過采空區(qū)期間各監(jiān)測鉆孔氣體分布Fig.9 Gas distribution of each monitoring borehole during the working face passing through the goaf

        4.3 工作面停采時期煤自燃防控方法

        工作面停采撤面時期通過隅角設(shè)煤垛墻、氣體監(jiān)測、注氮和注膠等“惰化平衡”措施,對采空區(qū)煤自燃危險區(qū)域超前防控[17],具體措施如下。

        1)停采前分別在兩巷端頭距終采線30、15、5 m的進(jìn)回風(fēng)隅角各施工1 道3 m 煤垛墻,墻內(nèi)埋設(shè)注氮管路、監(jiān)測束管。

        2)調(diào)整好架間距,每3 個架間必須確保有2 個架間留設(shè)間隙能正常施工防滅火鉆孔。

        3)停采撤面時,調(diào)整工作面風(fēng)量至400 m3/min。

        4)兩巷采空區(qū)隔離墻垛內(nèi)留設(shè)注膠管路、監(jiān)測束管,兩端頭及運(yùn)輸巷的隔離墻間壓注膠體,防治端頭漏風(fēng)。

        5)停采撤面后,采空區(qū)注膠體,對重點區(qū)域進(jìn)行補(bǔ)注。

        6)長短孔結(jié)合預(yù)防架頂煤體自燃,在進(jìn)風(fēng)隅角(前刮板輸送機(jī)機(jī)頭)絞車硐室內(nèi),向20#至40#架頂施工長距離大孔徑鉆孔,進(jìn)行注漿堵漏。

        5 結(jié) 語

        1)切眼向外200 m 范圍內(nèi)本煤層采空區(qū)之間存在明顯漏風(fēng)裂隙,運(yùn)輸巷、回風(fēng)巷距離切眼200 m位置煤體漏風(fēng)小,回風(fēng)巷距切眼50~100 m 范圍漏風(fēng)明顯。

        2)工作面切眼貫通,運(yùn)輸巷一側(cè)漏風(fēng)流通過本煤層內(nèi)采空區(qū)裂隙向回風(fēng)側(cè)運(yùn)移,且采空區(qū)內(nèi)O2質(zhì)量分?jǐn)?shù)隨距切眼距離的增加而逐漸減小,切眼向外約100 m 范圍為本煤層采空區(qū)煤自燃危險區(qū)域。

        3)建立基于惰化平衡的煤自燃防控方法,對工作面在開切眼、過采空區(qū)、停采期間進(jìn)行噴漿、注凝膠和注氮氣,使得本煤層采空區(qū)內(nèi)O2與CO 體積分?jǐn)?shù)逐漸降低,保障了工作面的安全回采。

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