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突出煤層孤島工作面多場演化規(guī)律及瓦斯災(zāi)害防治技術(shù)

2022-04-28 04:06郭歡歡胡家喻邱黎明
西安科技大學(xué)學(xué)報 2022年2期
關(guān)鍵詞:采動覆巖裂隙

郭歡歡,胡家喻,邱黎明

(1.永貴能源開發(fā)有限責(zé)任公司 西秀分公司,貴州 安順 561001;2.北京科技大學(xué) 土木與資源工程學(xué)院,北京 100083)

0 引 言

在煤礦生產(chǎn)過程中,由于跳采接替的生產(chǎn)方法或者煤層地質(zhì)條件的限制[1],經(jīng)常出現(xiàn)各式各樣的孤島工作面[2]。孤島工作面具有沖擊地壓顯著、巷道支護困難[3-4]等特點。而煤與瓦斯突出礦井孤島工作面在開采過程中,不僅受到采動應(yīng)力的影響,也受到瓦斯災(zāi)害的威脅。

煤礦研究人員對沖擊地壓礦井的孤島工作面開采過程災(zāi)害防治[5]與預(yù)警[6-7]做了較多的研究。朱廣安等應(yīng)用FLAC3D研究了孤島工作面推進中覆巖破斷演化、垮落帶巖體的壓實效應(yīng),發(fā)現(xiàn)孤島工作面采空區(qū)開采后存在無法壓實的現(xiàn)象[8]。成云海等研究了利用微震定位技術(shù)監(jiān)測了三面采空的孤島工作面開采過程中的覆巖結(jié)構(gòu)和應(yīng)力分布規(guī)律[9]。王宏偉等研究了唐山礦某孤島工作面,發(fā)現(xiàn)老頂周期來壓時存在應(yīng)力和能量激增現(xiàn)象[1]。劉曉斐等運用綜合指數(shù)法和數(shù)值模擬法進行回采前沖擊危險性區(qū)域預(yù)測,應(yīng)用鉆屑法和電磁輻射法進行開采沖擊危險性的局部預(yù)測[10]。華心祝等采用數(shù)值模擬結(jié)合現(xiàn)場實踐,分析了孤島工作面沿空留巷應(yīng)力場和位移場,給出了加強支護方案[11]。

對于高瓦斯礦井的孤島工作面回采,除了受到高應(yīng)力帶來的支護困難之外,還受到各個采空區(qū)瓦斯涌出的影響[12]。由于高應(yīng)力和采空區(qū)的影響,孤島工作面周圍裂隙復(fù)雜、瓦斯含量較高。在高瓦斯礦井[13]、煤與瓦斯突出礦井[14],瓦斯抽采時抽采管道易受復(fù)雜裂隙環(huán)境的影響,造成封堵不嚴(yán),從而導(dǎo)致工作面瓦斯超限甚至瓦斯突出[15]。目前孤島工作面的研究對象多為沖擊地壓礦井,對高瓦斯突出煤層的瓦斯防治研究較少。

本文針對某突出礦井煤層孤島工作面的開采過程的覆巖變化規(guī)律,采用數(shù)值模擬的方法研究了采動工作面覆巖運動應(yīng)力場、位移場和能量場的變化規(guī)律和機理,探討了覆巖結(jié)構(gòu)變化對瓦斯遷移規(guī)律的影響。

1 礦井概況

某礦經(jīng)鑒定為煤與瓦斯突出礦井,井田內(nèi)包含M8和M92個煤層。主采煤層為9號煤層,煤層平均厚度為1.53 m;瓦斯壓力為0.45~2.25 MPa,瓦斯含量為9.87~19.77 m3/t。9號煤頂板巖層依次為粉砂質(zhì)黏土巖,厚度為5.27 m;燧石灰?guī)r,厚度為4.79 m;碳質(zhì)黏土巖,厚度為6 m。其煤層柱狀圖如圖1所示。

圖1 煤層柱狀圖Fig.1 Histogram of coal seam

M8和M9兩煤層相距較近,屬于近多煤層開采,且兩煤層均屬于煤與瓦斯突出煤層,瓦斯含量較大。礦井設(shè)計先開采9號煤層,但開采時受到8號煤層瓦斯的影響,治理難度較大。9100工作面開采中遇見了大斷層,受當(dāng)時技術(shù)限制只開采了斷層右部區(qū)域。后為回收資源,避免浪費,布置了新9100工作面回采剩余資源。新9100工作面采用沿空留巷回采、全部垮落法管理頂板。如圖2所示。

圖2 工作面布置示意Fig.2 Schematic diagram of working face layout

形成孤島工作面之后,應(yīng)力增大,瓦斯放散增多,造成大變形和瓦斯超限問題。為解決上述問題,非常有必要研究突出煤孤島工作面的覆巖結(jié)構(gòu)變化規(guī)律,揭示覆巖變化與瓦斯遷移的關(guān)系和對煤與瓦斯突出的影響,從而為突出煤孤島工作面的治理提供理論依據(jù),保障孤島工作面的安全回收。

2 孤島工作面多場演化規(guī)律及機理

2.1 建立數(shù)值模型

基于本礦地質(zhì)條件及工作面開采順序,建立了合理的FLAC3D模型(圖3)。模型尺寸為460 m×400 m×80 m。在本模型中,工作面上下設(shè)置煤層厚度為2 m,巷道中沿空留巷采用先開挖再填充,采用Mohr-Coulomb破壞準(zhǔn)則模擬了切眼形成但未開挖、形成新采空區(qū)、接近舊采空區(qū)以及四面采空幾個階段的應(yīng)力場、位移場和能量場的相關(guān)數(shù)據(jù)。表1為本次模擬各煤巖層的相關(guān)物性參數(shù),圖3為本次建模的模型圖。模型底部為固定面,垂直方向上施加自重應(yīng)力,模擬自重應(yīng)力8.25 MPa施加在模型頂部。模型四周施加應(yīng)力邊界條件。

圖3 數(shù)值模型Fig.3 Numerical model

表1 物性參數(shù)Table 1 Physical parameters

2.2 數(shù)值模擬結(jié)果

2.2.1 采動應(yīng)力場演化特征

當(dāng)工作面初步形成切眼尚未回采時,如圖4(a)所示,高應(yīng)力區(qū)域主要集中于原采空區(qū)域,而開切眼附近應(yīng)力較低;隨著開采的進行,工作面四周形成4個采空區(qū),如圖4(b)所示,此時工作面應(yīng)力集中區(qū)域為工作面四角區(qū)域,即4個采空區(qū)兩兩相互疊加,應(yīng)力疊加于采面4個角的位置;繼續(xù)開采,當(dāng)開切眼距原9100采空區(qū)70 m時,如圖4(c)所示,工作面進、回風(fēng)巷中部出現(xiàn)應(yīng)力疊加現(xiàn)象;當(dāng)繼續(xù)掘進至距離原采空區(qū)50m時,疊加現(xiàn)象進一步增加,如圖4(d)所示。因此根據(jù)是否形成新采空區(qū)及新采空區(qū)與原采空區(qū)的位置關(guān)系,整個回采過程可以分為未開采、形成新采空區(qū)、接近舊采空區(qū)和四面采空4個階段。

圖4 采動過程工作面垂直應(yīng)力Fig.4 Vertical stress of working face in mining

為了分析4個階段的應(yīng)力變化,選擇切眼與原采空區(qū)2個截面位置的應(yīng)力值深入分析。

圖5(a)為工作面切眼位置的垂直應(yīng)力變化圖,可以看出切眼位置4個階段垂直應(yīng)力變化較大,且均為兩頭大中間小的“U”型結(jié)構(gòu)。在未開采時,應(yīng)力最小,其左側(cè)峰值為15.8 MPa,右側(cè)峰值應(yīng)力為15 MPa,切眼中間最小應(yīng)力5.8 MPa;當(dāng)形成新采空區(qū)后應(yīng)力顯著增加兩端應(yīng)力增加后在隨后幾個階段保持穩(wěn)定,而切眼中間部分應(yīng)力隨著開采的進行不斷增加;圖5(b)為原9100采空區(qū)的應(yīng)力變化圖,可以看出在四面采空之前,整個區(qū)域應(yīng)力均為“U”型,兩端應(yīng)力和中間應(yīng)力變化都不明顯;當(dāng)形成四面采空之后,兩端和中間應(yīng)力都增加,說明形成四面采空之后原采空區(qū)區(qū)域?qū)艿叫虏煽諈^(qū)應(yīng)力疊加作用的影響。

圖5 各階段應(yīng)力變化Fig.5 Stress changes at each stage

圖6(a)為工作面位置各階段峰值應(yīng)力圖,可以看出隨著開采的進行,左側(cè)峰值應(yīng)力從15.8 MPa增加到了25.2 MPa,增加率為59.5%;右側(cè)峰值應(yīng)力從15 MPa增加到了26.8 MPa,增加率為78.6%;中間最小值應(yīng)力從5.8 MPa增加到了13.3 MPa,增加率為129.3%。且圖6(b)為舊采空區(qū)位置各階段峰值應(yīng)力圖,如圖所示,其左側(cè)峰值應(yīng)力增加率為7%,右側(cè)峰值應(yīng)力增加率為4.8%,中間最小值應(yīng)力增加率為9.6%。因此,在工作面推進過程中,應(yīng)力劇烈變化主要發(fā)生在切眼位置,而切眼位置變化主要集中于新采空區(qū)形成階段,之后的變化較為平坦;舊采空區(qū)位置應(yīng)力變化開始較為平坦,在形成四面采空階段應(yīng)力發(fā)生顯著增加。由以上分析可知,在距離原始采空區(qū)50 m時到達(dá)四面采空階段。

圖6 各階段峰值應(yīng)力Fig.6 Peak stress for each stage

2.2.2 采動位移場變化特征

為研究上述應(yīng)力狀態(tài)下煤層各區(qū)域位移變化情況,選取切眼位置與原采空區(qū)位置的垂直位移,如圖7所示。

圖7為工作面各應(yīng)力階段下垂向位移變化。如圖7(a)所示,切眼位置位移變化總體為兩邊位移大中間位移小的“拱形”,并且隨著開采的進行,垂向位移逐漸增加,未開采時位移最小,接近四面采空時變化最大。對于原采空區(qū),如圖7(b)前幾個階段垂向應(yīng)力變化較小,變化幅度在0.002 m之間,當(dāng)形成四面采空時垂向位移發(fā)生顯著變化。

圖7 各階段位移場變化Fig.7 Displacement field variations at each stage

位移場結(jié)果表明,工作面垂向位移與孤島工作面開采階段密切相關(guān)。隨著工作面開采的進行,應(yīng)力場逐漸增加,與此同時位移場也逐漸增加。而原采空區(qū)應(yīng)力場在開采過程中變化較小,因此位移場變化較小。

2.2.3 采動前后能量特征

采動能量場由煤巖體所含的彈性能密度確定,通過FLAC軟件中Fish語言編輯圍巖彈性能密度計算代碼實現(xiàn)計算。謝和平等推導(dǎo)的能量密度計算公式為[16]

式中U為彈性能密度,kJ/m3;E為彈性模量,MPa;ν為泊松比;σ為主應(yīng)力,MPa。

圖8為工作面各應(yīng)力階段下能量場變化。如圖8(a)所示,切眼位置為兩頭大中間小的“U”型結(jié)構(gòu),未開采階段能量較小,當(dāng)形成新采空區(qū)之后能量發(fā)生激增,此后兩端的能量均保持在較高水平,變化幅度并不多,并且在靠近舊采空區(qū)時達(dá)到峰值,此后形成四面采空時會有所下降。結(jié)合位移場可知此時位移量較大,推測是此時大位移導(dǎo)致了部分能量的耗散。而切眼中間部分集聚的能量則持續(xù)增加,這表明四面采空時的變形不足以釋放這部分能量,導(dǎo)致煤體集聚著較大的能量。

圖8 各階段能量場變化Fig.8 Energy field changes at each stage

對于原采空區(qū)側(cè),如圖8(b)所示,總體亦呈現(xiàn)兩頭大中間小的“U”型結(jié)構(gòu)。分析各部分變化,可以看出在形成四面采空區(qū)之前能量保持在較穩(wěn)定過程,只有開采接近原采空區(qū)后才逐漸增加。

2.3 突出煤層孤島工作面覆巖運動規(guī)律

工作面開采后,上覆巖層垮落,在采空區(qū)形成自下而上的“豎三帶”和由近及遠(yuǎn)的“橫三帶”[17]。其中,“豎三帶”指的是冒落帶、裂隙帶和彎曲下沉帶。當(dāng)冒落帶或者裂隙帶貫通上煤層時,將會引起上煤層瓦斯的泄壓與解吸,解吸后的瓦斯由貫通的裂隙進入采空區(qū),并通過風(fēng)流進入到工作面?!皺M三帶”指采空區(qū)的自然堆積區(qū)、載荷影響區(qū)和重新壓實區(qū)三帶,主要影響到瓦斯的遷移等。

圖9為模型選取y=200 m截面位置處的應(yīng)力分布圖,可以看出采空區(qū)應(yīng)力明顯降低,其應(yīng)力分布呈現(xiàn)橢球形;工作面兩端存在超前應(yīng)力區(qū)域,其影響范圍約為30 m左右。而在工作面迎頭向采空區(qū)深處為“橫三帶”,對應(yīng)分別為自然堆積區(qū)、載荷影響區(qū)和重新壓實區(qū),應(yīng)力依次增加。從采空區(qū)中部往上為采空區(qū)“豎三帶”,分別為冒落帶、裂隙帶和彎曲下沉帶,應(yīng)力依次減小,且M8煤層位于其影響范圍之內(nèi)。

圖9 采空區(qū)y截面應(yīng)力分布Fig.9 Stress distribution of y section of goaf

由于FLAC3D無法模擬采空區(qū)的真實垮落情況,采空區(qū)豎三帶范圍由經(jīng)驗公式確定,如下

冒落帶

(2)

裂隙帶

(3)

本煤層上覆有M8煤層,距離本煤層平均距離僅有17.96 m,即裂隙帶可以貫通M8煤層。

“C”型孤島工作面[18]是一種典型的三面采空孤島工作面,如圖10(a)所示,3個工作面采空區(qū)相互連接,形成了一個“C”型區(qū)域,該區(qū)域采用沿空留巷技術(shù)保留了進風(fēng)巷和回風(fēng)巷,因此在煤體與采空區(qū)接觸地方存在應(yīng)力集中區(qū)。隨著工作面的推進,形成新采空區(qū)之后,將會形成2個“C”型覆巖結(jié)構(gòu),4個應(yīng)力集中區(qū),如圖10(b)所示,由于工作面長度較長,此時2個“C”型覆巖結(jié)構(gòu)距離較遠(yuǎn),尚未互相影響;在新采空區(qū)產(chǎn)生過程中,伴隨著工作面位置應(yīng)力場、位移場和能量場的顯著變化;而在形成新采空區(qū)到2個覆巖結(jié)構(gòu)相互影響接觸之前,工作面應(yīng)力場、位移場和能量場變化較小。當(dāng)工作面推進到2個覆巖結(jié)構(gòu)距離較近,相互接觸后,如圖10(c)所示,此時工作面為四面采空的“θ”型四面孤島工作面,此時需要煤體應(yīng)力達(dá)到最大,工作面與原采空區(qū)的應(yīng)力場、位移場的能量場均開始發(fā)生變化。中間煤柱發(fā)生了較大的變形,此時煤柱有發(fā)生片幫和突然失穩(wěn)破裂的危險,需要設(shè)計停采線。

圖10 覆巖結(jié)構(gòu)示意Fig.10 Schematic diagram of overburden structure

綜上所述,本孤島工作面開采是一個從單個“C”型孤島工作面到“C+C”型工作面,最后形成“θ”型孤島工作面的過程。以上過程研究了4個過程中的應(yīng)力、位移和能量場的變化,在整個開采過程切眼位置變化較為明顯,總體表現(xiàn)為從單個“C”向“C+C”變化時變化較大,之后變化則較小。直到形成四面采空前,才會發(fā)生顯著變化。而靠近原采空區(qū)側(cè)各場變化在形成“θ”型覆巖結(jié)構(gòu)之前的整個過程變化均不明顯,只有在形成“四面采空”時發(fā)生顯著變化。故為了保證安全開采,防止應(yīng)力的突然變化,需要避免“θ”型覆巖結(jié)構(gòu)的形成,故選擇停采線設(shè)置在距原采空區(qū)60 m以上的位置。

3 突出煤層孤島工作面瓦斯災(zāi)害特征

3.1 多采空區(qū)瓦斯運移規(guī)律

孤島工作面受到多個采空區(qū)的疊加,其裂隙帶高度要比理論計算更高一些。裂隙帶將會導(dǎo)致M8煤層的瓦斯通過采動裂隙進入到采煤工作面。根據(jù)采空區(qū)“橫三帶”理論,壓實區(qū)裂隙較少,瓦斯流過較少;而自然堆積區(qū)上覆煤巖自然垮落,裂隙間隔較大,因此將會在堆積區(qū)形成瓦斯流動通道,M8煤層解吸的瓦斯主要通過瓦斯流動通道進入到采空區(qū)。

采空區(qū)本質(zhì)為一種多孔介質(zhì)[20],由垮落形成的碎煤和之間的空隙組成。由關(guān)鍵層理論可知,采空區(qū)以“O”型圈形式逐漸垮落,工作面及采空區(qū)存在自然堆積區(qū)、載荷影響區(qū)和重新壓實區(qū),在自然堆積區(qū)和載荷影響區(qū),裂隙較大。由于采空區(qū)存在落煤,會解吸釋放瓦斯,而瓦斯密度較空氣輕,具有懸浮性,易形成瓦斯聚集現(xiàn)象。如圖10所示,當(dāng)進風(fēng)巷新鮮風(fēng)流進入采空區(qū)后,由于壓力作用,聚集的瓦斯將會帶出采空區(qū),造成生產(chǎn)區(qū)域瓦斯?jié)舛仍黾印?/p>

對于孤島工作面尚未開采階段,如圖11(a)所示,瓦斯來源主要來自于各個采空區(qū)的遺煤以瓦斯及M8煤層裂隙瓦斯流出;當(dāng)工作面開采后形成新采空區(qū),圖11(b)此時新形成的采空區(qū)后進風(fēng)巷新鮮風(fēng)流將進入該采空區(qū),將其中的遺落煤所解吸的瓦斯帶出到工作面。為了防止工作面瓦斯的超限,需要制定相應(yīng)措施進行瓦斯抽采。

圖11 瓦斯來源示意Fig.11 Schematic diagram of gas source

3.2 采動應(yīng)力對瓦斯突出影響

煤與瓦斯突出是一種較為嚴(yán)重的礦井災(zāi)害,其影響因素主要有應(yīng)力、瓦斯含量和煤質(zhì)。煤與瓦斯突出是較大范圍的高壓煤體在采動誘導(dǎo)下,形成了大量的孔洞和裂隙,引起了煤中瓦斯的大量迅速解吸,并噴出工作面[21]的過程。因此煤與瓦斯突出常常伴隨著應(yīng)力的高度集中和煤的酥化和變形,為了防止煤與瓦斯事故的發(fā)生,必須防止應(yīng)力的高度集中,消除突出“應(yīng)力因素”[22]。

在形成切眼時期,由于本工作面尚未形成采空區(qū),而布置采面之前已對其他采空區(qū)瓦斯進行抽采處理,此時工作面瓦斯涌出量較小,工作面煤體應(yīng)力較低;而當(dāng)形成新采空區(qū)后,由于采空區(qū)的互相影響,導(dǎo)致上覆煤層的瓦斯涌出量顯著增加,因此在這個時期上隅角瓦斯涌出量將顯著增加,工作面也處于應(yīng)力集中狀態(tài);當(dāng)接近舊采空區(qū)時,新、舊采空區(qū)將互相影響,此時形成“θ”型覆巖結(jié)構(gòu),工作面處于“四面采空”的受壓狀態(tài)。若繼續(xù)開采,工作面將發(fā)生較大的應(yīng)力集中,煤體受壓酥化變形,有發(fā)生突出的危險。

為了保證安全生產(chǎn),防止應(yīng)力集中現(xiàn)象產(chǎn)生,因此需要防止本孤島工作面進入到“四面采空”階段,因此需要在此處設(shè)置停采線。

4 瓦斯超限防治

為了防止回采過程中瓦斯涌出量超限,需要采用高位鉆孔方法[23]對上覆煤層破碎的瓦斯涌出量進行抽采。將高位孔布置在裂隙帶中,利用工作面采動產(chǎn)生的裂隙,即可實現(xiàn)對上覆煤層瓦斯的抽采。由前面理論計算結(jié)果可知,本工作面裂隙帶高度為10.1~18.1 m,高位孔布置如圖12所示。

圖12 高位鉆孔布置圖Fig.12 High borehole layout plan

高位孔立面設(shè)計圖12(a)所示,鉆場位置距抽采位置50 m,抽采位置高度16 m,進入了采空區(qū)裂隙帶。除了立面上的位置外,鉆孔距離回風(fēng)巷道側(cè)幫還應(yīng)有適宜的平面距離。采煤工作面頂板垮落時,并不沿巷道幫整齊地截斷,而是根據(jù)頂板巖層性質(zhì)和厚度懸臂一定長度,形成懸臂梁。在懸臂梁內(nèi)的鉆孔,因為上部煤層得不到卸壓將抽不出瓦斯,所以高位鉆孔在平面上必須距離巷道幫一定距離。根據(jù)頂板巖層的堅硬程度,一般應(yīng)在控制在10~15 m以上。本工作面距巷道幫15 m,巷道末端間距為5 m,每條巷道布置6條鉆孔,兩鉆場間距為5 m。

從圖13中可以看出,各鉆場瓦斯?jié)舛仍诰嚯x工作面距離較遠(yuǎn),在46 m以外時,瓦斯?jié)舛染?0%以下,只有第1組鉆場瓦斯?jié)舛瘸霈F(xiàn)了47%的值,這表明一號鉆場與煤層裂隙溝通較好,此時已能夠有效抽采;當(dāng)距離工作面47~25 m時,各鉆場濃度達(dá)到了最大,各峰值分別為75%、70%和52%,這一區(qū)域為抽采最佳距離,各鉆場在這一區(qū)域維持高效抽采;當(dāng)進入到25 m范圍時,各鉆場抽采濃度將逐漸減小,最終降至10%以下。表明抽采效果較好。

圖13 鉆場鉆孔瓦斯?jié)舛入S工作面推進變化趨勢Fig.13 Trend of gas concentration in drilling field with advancing of working face

5 結(jié) 論

1)本孤島工作面覆巖為一動態(tài)變化過程,具體表現(xiàn)為:在尚未開挖階段,工作面覆巖結(jié)構(gòu)為單個“C”型覆巖結(jié)構(gòu);隨著新采空區(qū)形成,工作面采動應(yīng)力場、位移場和能量場發(fā)生顯著變化,此時工作面變?yōu)椤癈+C”型覆巖結(jié)構(gòu);當(dāng)2個“C”型覆巖結(jié)構(gòu)相互接觸后,工作面變?yōu)椤唉取毙透矌r結(jié)構(gòu)。

2)突出孤島工作面瓦斯來源較多,縱向裂隙帶受到回采期間工作面覆巖運動影響,與M8號煤層相互溝通,其瓦斯解吸后通過瓦斯流動通道進入到采空區(qū)。橫向各采空區(qū)瓦斯在進風(fēng)巷新鮮風(fēng)流下被帶入到工作面,因此回采期間瓦斯含量較大。

3)煤與瓦斯突出是高應(yīng)力煤體塑化變形,煤體瓦斯大量解吸噴出的過程。在孤島工作面開采過程中,設(shè)計合理的停采線(距離原始采空區(qū)60 m),避免出現(xiàn)θ型覆巖結(jié)構(gòu),防止過大的應(yīng)力集中。

4)本工作面采用高位鉆孔對上覆煤層采動破壞解吸瓦斯進行抽采,其瓦斯?jié)舛入S著工作面的推進先增加后減小,距離工作面47~25 m處瓦斯抽采效果最佳。

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