張 震,王傳華,王東攀,黃志增,龐立寧
(1.天地科技股份有限公司 開采設計事業(yè)部,北京 100013;2.煤炭科學研究總院 開采研究分院,北京 100013;3.新礦集團 秦華煤礦,新疆 庫爾勒 841011)
特厚煤層綜放開采采空區(qū)側(cè)向支承壓力演化全過程實測研究
張 震1,2,王傳華3,王東攀1,2,黃志增1,2,龐立寧1,2
(1.天地科技股份有限公司 開采設計事業(yè)部,北京 100013;2.煤炭科學研究總院 開采研究分院,北京 100013;3.新礦集團 秦華煤礦,新疆 庫爾勒 841011)
為有效獲取特厚煤層綜放開采采空區(qū)側(cè)向支承壓力演化全過程,在相鄰工作面巷道內(nèi)利用煤層應力監(jiān)測系統(tǒng)及電磁波CT探測設備,對采空區(qū)側(cè)向支承壓力動態(tài)演化和靜態(tài)分布及擴展過程進行了實測分析。通過連續(xù)4個月動態(tài)監(jiān)測數(shù)據(jù)分析發(fā)現(xiàn):自工作面前方110m位置開始,采空區(qū)側(cè)向15m范圍內(nèi)煤體支承壓力隨工作面推進持續(xù)發(fā)生變化,至采空區(qū)內(nèi)120m趨于穩(wěn)定;工作面?zhèn)认蛎后w垂直應力依次經(jīng)歷了穩(wěn)定期、首次增長期、降低期、二次增長期及最終穩(wěn)定期5個階段;上覆巖層的破斷和煤體塑性破壞2種因素的交叉,造成了采空區(qū)側(cè)向不同位置應力峰值拐點時間的同步性及差異性,并以此分析了側(cè)向支承壓力動態(tài)演化機制。電磁波CT支承壓力靜態(tài)探測分析表明:由于上覆巖層破斷的周期性及回轉(zhuǎn)的不均衡性,采動影響范圍內(nèi),采空區(qū)側(cè)向支承壓力沿走向方向呈現(xiàn)間隔局部承載的不連續(xù)性,分布形態(tài)是以某區(qū)域為承載中心向煤柱未破壞區(qū)近似弧形輻射分布,距離承載中心越遠,支承壓力越小。該研究結(jié)論對煤柱寬度的優(yōu)化、臨空巷道掘進時機的確定具有重要的參考意義。
特厚煤層;側(cè)向支承壓力;動態(tài)演化;靜態(tài)分布
近年來,特厚煤層綜放開采在我國礦區(qū)得到了較為廣泛的應用。特厚煤層綜放工作面大采出空間導致采空區(qū)上覆巖層產(chǎn)生劇烈移動和垮落,工作面附近和采空區(qū)邊緣上覆巖層亦隨之產(chǎn)生強烈的周期性彎曲斷裂[1-5],巷幫煤體內(nèi)應力集中程度明顯增加,且隨上覆巖層的破斷回轉(zhuǎn)不斷發(fā)生變化,此時,若巷道布置或掘進時機不合理,極易造成臨空巷道劇烈變形,圍巖穩(wěn)定性難以維護。側(cè)向支承壓力演化過程及特征的研究,對分析區(qū)段煤柱合理尺寸、確定臨空掘巷時機等關鍵技術問題具有現(xiàn)實意義。目前國內(nèi)外針對巷幫煤體側(cè)向支承壓力演化全過程的研究多以理論分析及數(shù)值模擬為主,由于布置條件及設備的局限性,現(xiàn)場實測多局限于超前工作面支承壓力的數(shù)據(jù)分析,而對采動后巷幫煤體內(nèi)側(cè)向支承壓力動態(tài)全過程演化及靜態(tài)分布的監(jiān)測實例相對較少[6-10]。文獻[7]采用ANSYS軟件對采場支承壓力分布動態(tài)演化規(guī)律和塑性區(qū)分布范圍進行數(shù)值模擬,并從理論角度分析開采引起的煤巖體應力狀態(tài)變化過程;文獻[8]利用力學分析方法,對工作面非充分采動階段上覆巖層破壞過程與支承壓力的動態(tài)關系進行了研究;文獻[9]采用煤體應力監(jiān)測設備,對采空區(qū)側(cè)向53m范圍內(nèi)的煤體垂直應力變化過程進行了持續(xù)監(jiān)測,監(jiān)測至采空區(qū)內(nèi)500m范圍。
全方位的實測研究能獲取更接近于真實的數(shù)據(jù)及規(guī)律。為獲取特厚煤層綜放開采采空區(qū)側(cè)向支承壓力演化全過程,本文選取靈東煤礦特厚煤層綜放開采工作面進行實測研究,在相鄰工作面巷道內(nèi)采用KSE-II型應力監(jiān)測系統(tǒng)及高頻電磁波CT設備,對特厚煤層綜放開采側(cè)向支承壓力動態(tài)演化和靜態(tài)分布及擴展全過程進行探測分析,以期為特厚煤層綜放開采巷道布置、掘進時機及圍巖穩(wěn)定性提供借鑒和參考。
靈東煤礦北翼三面為特厚煤層綜放開采,主采Ⅱ2-1煤層,埋藏深度330~350m,煤層厚度15.05~17.5m,平均16.32m,為中硬煤層,煤層自然發(fā)火期36~90d,相對瓦斯涌出量0.172m3/t。工作面傾向長度208m,割煤高度3.7m,放煤高度12.62m。煤層直接頂為泥巖,厚度12.58m,之上為粉砂巖、泥巖,厚度分別為1.5m及19.53m。底板為細砂巖、泥巖。工作面東側(cè)為北翼二面采空區(qū),區(qū)段煤柱寬度25m,西側(cè)為實體煤。工作面運輸巷沿煤層底板布置,回風巷預留2m底煤掘進。綜合柱狀見圖1。
圖1 工作面綜合柱狀
2.1 監(jiān)測布置方案
工作面回采后,已回采區(qū)域上覆巖層載荷開始向周邊煤體轉(zhuǎn)移,采空區(qū)側(cè)向支承壓力形成,其演化動態(tài)過程及規(guī)律對區(qū)段煤柱寬度留設、沿空掘巷時機確定等關鍵問題具有重要意義,而現(xiàn)場實測是研究其特征最為可靠的方法。為獲取北翼二面整個回采過程中側(cè)向巷幫支承壓力動態(tài)演化特征,超前工作面185m處在相鄰面北翼三面回風巷布置KJ21型鉆孔應力監(jiān)測系統(tǒng),共計9 臺KSE-Ⅱ型鉆孔應力計,可監(jiān)測北翼二面巷幫15m范圍內(nèi)側(cè)向支承壓力的動態(tài)變化特征,測點間距1.5m,其中測點1~測點3距北翼二面巷幫分別為6,7,8m,測點4~測點9距巷幫為10~15m,如圖2所示。
圖2 鉆孔應力監(jiān)測設備布置方案
2.2 采空區(qū)側(cè)向支承壓力動態(tài)演化特征
對巷幫自北翼二面采動影響開始至采動影響結(jié)束后整個回采過程數(shù)據(jù)進行分析,發(fā)現(xiàn)由于受采動及采空區(qū)側(cè)向頂板破斷、失穩(wěn)及再穩(wěn)定過程影響,工作面巷幫15m范圍內(nèi)側(cè)向支承壓力不斷發(fā)生調(diào)整變化。超前工作面約112m開始顯現(xiàn),至工作面后方約120m趨于穩(wěn)定。
支承壓力演化過程沿走向分為穩(wěn)定期、首次增長期、降低期、二次增長期及最終穩(wěn)定期5個階段,圖3為采空區(qū)側(cè)向測點應力變化曲線。
圖3 采空區(qū)側(cè)向測點應力變化曲線
(1)穩(wěn)定期 由圖3(a)可知,超前工作面120m范圍外,該區(qū)域未受工作面采動影響,巷幫煤體應力處于初始穩(wěn)定狀態(tài),應力曲線呈現(xiàn)近水平趨勢。
(2)首次增長期 當測點進入超前工作面120m范圍內(nèi),受工作面采動應力影響,煤體內(nèi)垂直應力開始呈現(xiàn)緩慢增長的趨勢,至工作面前方60~70m時,除測點6及測點7外,其余測點應力急劇增大,測點1應力平均增長幅度由0.029MPa/d增至0.17MPa/d,測點2應力平均增長幅度由0.023MPa/d增至0.05MPa/d,測點3應力平均增長幅度由0.014 MPa/d增至0.13MPa/d,測點4應力平均增長幅度由0.016MPa/d增至0.067MPa/d,測點5應力平均增長幅度由0.02 MPa/d增至0.13MPa/d,測點8應力平均增長幅度由0.019 MPa/d增至0.12MPa/d,測點9應力平均增長幅度由0.01MPa/d增至0.05MPa/d。當測點超前工作面13.7~21.7m時,煤柱內(nèi)不同深度處測點應力均達到應力峰值,應力集中系數(shù)為1.19~1.32。
(3)降低期 工作面前方13.7~21.7m,當巷幫煤體某區(qū)域應力峰值超過其強度極限發(fā)生塑性破壞或某位置處上方頂板破斷時,該區(qū)域側(cè)向支承壓力呈現(xiàn)急劇下降趨勢。除測點6及測點7外,測點1至測點9應力降幅最大值分別達到0.44,0.30,0.26,0.45,0.69,0.28,0.27MPa/d。
(4)二次增長期 進入工作面采空區(qū)后,由于采空區(qū)側(cè)向頂板的穩(wěn)定、再失穩(wěn)過程,上方高位頂板破斷回轉(zhuǎn),斷裂后的巖塊迅速向采空區(qū)方向回轉(zhuǎn),其作用力直接作用在巷幫淺部測點處應力傳感器。如圖3所示,除測點6外,所有位置測點處應力均呈現(xiàn)不同程度的增大趨勢。
(5)最終穩(wěn)定期 工作面推過120m后,巷幫各測點處應力不再發(fā)生變化,說明采空區(qū)側(cè)向上方頂板活動趨于穩(wěn)定,進入最終穩(wěn)定期。
2.3 采空區(qū)側(cè)向支承壓力動態(tài)演化機制
隨工作面推進,煤柱內(nèi)各區(qū)域應力持續(xù)增大,當增大的集中應力超過煤體的極限強度時,該區(qū)域煤體將發(fā)生塑性破壞。一般而言,區(qū)域煤體的塑性破壞表現(xiàn)為支承壓力的急劇下降,但并非所有應力峰值拐點均代表煤體的塑性破壞。當煤體上覆巖層發(fā)生破斷回轉(zhuǎn)時,由于應力傳遞的間斷,破斷位置處亦發(fā)生支承壓力的急劇下降。分析圖3(b)可知,由于不同測點應力變化曲線時間的同步性及差異性,分析認為,測點1~測點9中的支承壓力峰值拐點取決于上覆巖層的破斷和煤體塑性破壞兩種因素的交叉。
分析煤柱內(nèi)不同時期、不同位置處圍巖應力,如圖4所示。
圖4 距工作面不同位置集中應力分布規(guī)律
由圖3及圖4可知,當工作面由超前測點40m推進至超前測點20m的過程中,采空區(qū)側(cè)煤柱內(nèi)6~15m范圍垂直應力集中程度持續(xù)升高,應力集中系數(shù)分別達到1.32,1.07,1.27,1.13,1.26,1.01,1.01,1.24,1.03。分析圖3(b)可知,在測點9超前工作面約19.7m時,測點4~測點9范圍內(nèi)支承應力急劇下降,且呈現(xiàn)同步性,而巷幫淺部區(qū)域內(nèi)測點1~測點3范圍支承壓力呈現(xiàn)直線上升的趨勢,煤柱內(nèi)支承壓力變化的同步性及差異性表明,此時煤柱內(nèi)10~15m范圍上覆頂板發(fā)生破斷,致使支承壓力傳遞在頂板破斷處中斷,破斷范圍內(nèi)支承壓力急劇下降,同時由于斷裂后的巖塊迅速向采空區(qū)側(cè)回轉(zhuǎn),其作用力直接作用在巷幫淺部區(qū)域,因此造成煤柱巷幫淺部區(qū)域呈現(xiàn)應力直線上升的趨勢,如圖5(a)所示。
隨著支承壓力的增大,測點1~測點3位置即煤柱6~8m區(qū)域處集中應力相繼超過煤體強度破壞極限,該區(qū)域煤體發(fā)生塑性破壞,支承壓力向煤體內(nèi)部轉(zhuǎn)移(如圖5(b)所示),此時,測點4~測點9處即煤柱內(nèi)10~14m范圍應力呈增高趨勢。當工作面推過測點1至采空區(qū)后方19m時,煤柱內(nèi)15m范圍內(nèi)測點均呈現(xiàn)不同程度的增大趨勢。表明采空區(qū)側(cè)向頂板經(jīng)歷穩(wěn)定、再失穩(wěn)過程,上方高位頂板在煤柱15m以外破斷、回轉(zhuǎn)(如圖5(c)所示),其作用力直接作用在測點1~9位置的應力傳感器上(此時測點1~測點3處煤體已發(fā)生塑性破壞),致使巷幫15m范圍內(nèi)應力持續(xù)增大,應力峰值向煤柱更深部轉(zhuǎn)移。
圖5 特厚煤層綜放開采上覆巖層破斷演化過程
由圖4可知,當各測點進入采空區(qū)后方35m時,應力峰值轉(zhuǎn)移至煤柱內(nèi)14m位置,隨后,側(cè)向頂板繼續(xù)回轉(zhuǎn)直至采動穩(wěn)定,結(jié)合圖3可知,煤體內(nèi)各位置應力傳感器監(jiān)測應力繼續(xù)增大,煤柱內(nèi)12~14m位置處應力集中程度超過首次應力峰值并逐漸趨于穩(wěn)定,15m位置處測點應力變化幅度較小,表明其應力峰值位置仍處于煤柱內(nèi)15m以內(nèi)。
3.1 探測原理
電磁波CT探測是基于電磁波的幾何射線理論而形成的探測方法。由電磁波理論推導可知,電磁波在介質(zhì)傳播過程中,其場強變化為[11]:
由上式可知,電磁波在介質(zhì)中傳播時,由于介質(zhì)的差異,介質(zhì)對電磁波的吸收迥然不同。電磁波CT探測支承壓力靜態(tài)擴展的實質(zhì)是根據(jù)實際觀測數(shù)據(jù)來反演煤層內(nèi)部介質(zhì)對電磁波吸收能力,利用兩鉆孔間掃描性的觀測和數(shù)學處理來構(gòu)建介質(zhì)吸收系數(shù)的二維圖像,繼而通過對電磁波吸收能力的差異標定煤層工作面內(nèi)部的破壞程度及應力顯現(xiàn)的差異[12]。
研究表明,同一介質(zhì)在不同狀態(tài)下對電磁波的吸收存在較大差異。其中,未受采動的煤體對電磁波的吸收較??;受采動影響后的裂隙發(fā)育、破碎煤體,其對電磁波的吸收較大[13]。實測及試驗研究結(jié)果表明,煤體加載作用下,載荷區(qū)電磁波衰減隨煤體電阻率的減小而增大,且衰減幅度明顯大于裂隙較發(fā)育的卸載區(qū)。
3.2 監(jiān)測方案
為直觀反映采空區(qū)側(cè)煤體的支承壓力的分布及擴展過程,采用中國地質(zhì)科學院所生產(chǎn)的JW-6地下高頻電磁波CT系統(tǒng),在相鄰面北翼三面回風巷分別對采空區(qū)側(cè)煤柱未受采動影響、首次采動影響及二次采動影響等不同階段下煤體應力狀態(tài)進行探測,監(jiān)測方案布置見圖6。
圖6 高頻電磁波CT探測鉆孔布置
本次電磁波CT勘探,選用定發(fā)觀測。即發(fā)射裝置保持位置不變,按照固定步長(0.5m)移動接收裝置,來進行數(shù)據(jù)采集[11]。
3.3 采空區(qū)側(cè)向支承壓力靜態(tài)分布及擴展過程
圖7 顯示了采空區(qū)側(cè)向支承壓力分布狀態(tài)及靜態(tài)擴展過程,電磁波衰減異常區(qū)為支承壓力影響區(qū)域,對比未受采動影響區(qū),采動影響區(qū)域呈現(xiàn)電磁波衰減異常,吸收衰減系數(shù)βs遠高于未受采動影響區(qū)。未受采動影響區(qū)域A:由于未受采動影響,此時電磁波吸收衰減為煤體原始狀態(tài),吸收衰減系數(shù)βs在3.5dB/m以下;首次采動影響區(qū)域B:區(qū)段煤柱內(nèi)呈現(xiàn)高吸收異常區(qū),位置處于采空區(qū)側(cè)向9~15m區(qū)域,沿煤柱走向擴展范圍6m,形狀以采空區(qū)側(cè)向9m區(qū)域為中心近似弧形輻射擴展,高吸收異常區(qū)內(nèi)電磁波衰減系數(shù)βs變化范圍為10~16.5dB/m;二次采動影響區(qū)域C:二次采動影響下,區(qū)段煤柱內(nèi)高吸收異常區(qū)沿傾向向?qū)嶓w煤側(cè)偏移,偏移位移2m,位置處于采空區(qū)側(cè)向11~17m區(qū)域,沿煤柱走向擴展范圍不變,形狀以采空區(qū)側(cè)向12.5m區(qū)域為中心近似弧形輻射擴展,異常區(qū)內(nèi)電磁波衰減系數(shù)βs變化范圍為10~13.5dB/m。
圖7 高頻電磁波CT探測成果解釋
綜合分析不同回采階段采空區(qū)側(cè)向煤柱內(nèi)支承壓力靜態(tài)分布及擴展過程,可以得到以下認識:
(1)采動影響后,采空區(qū)側(cè)向煤柱內(nèi)電磁波高吸收異常開始顯現(xiàn),表明煤柱內(nèi)開始出現(xiàn)應力集中現(xiàn)象。
(2)高吸收異常區(qū)范圍的有限性表明,由于上覆巖層破斷的周期性及回轉(zhuǎn)的不均衡性,采動影響范圍內(nèi),采空區(qū)側(cè)向支承壓力沿走向方向呈現(xiàn)局部承載的不連續(xù)性,分布形態(tài)是以某區(qū)域為承載中心向煤柱未破壞區(qū)近似弧形輻射分布,距離承載中心越遠,支承壓力越小。
(3)隨采動影響程度的增大,高吸收異常區(qū)向?qū)嶓w煤側(cè)偏移,表明隨采動程度增加,塑性破壞范圍逐漸擴展,側(cè)向支承應力不斷向?qū)嶓w煤側(cè)轉(zhuǎn)移。
(4)側(cè)向支承壓力局部承載的不連續(xù)性分布特征有效地解釋了側(cè)向支承壓力動態(tài)監(jiān)測過程中測點6、測點7靈敏度較低的現(xiàn)象,同時較好地詮釋了現(xiàn)場實際回采過程中,沿走向方向巷道圍巖存在的局部變形現(xiàn)象。
(1)實測獲取了采空區(qū)側(cè)向支承壓力動態(tài)演化和靜態(tài)分布及擴展全過程。自工作面前方110m位置開始,采空區(qū)側(cè)向15m范圍內(nèi)煤體支承壓力隨工作面推進持續(xù)發(fā)生變化,至采空區(qū)內(nèi)120m趨于穩(wěn)定。
(2)采空區(qū)側(cè)向煤體垂直應力依次經(jīng)歷了穩(wěn)定期、首次增長期、降低期、二次增長期及最終穩(wěn)定期5個階段。
(3)上覆巖層的破斷和煤體塑性破壞兩種因素的交叉,造成了采空區(qū)側(cè)向不同位置應力峰值拐點時間的同步性及差異性,并以此分析了側(cè)向支承壓力動態(tài)演化機制。
(4)由于上覆巖層破斷的周期性及回轉(zhuǎn)的不均衡性,采動影響范圍內(nèi),采空區(qū)側(cè)向支承壓力沿走向方向呈現(xiàn)局部承載的不連續(xù)性,分布形態(tài)是以某區(qū)域為承載中心向煤柱未破壞區(qū)近似弧形輻射分布,距離承載中心越遠,支承壓力越小。
[1]許興亮,魏 灝,田素川,等.綜放工作面煤柱尺寸對頂板破斷結(jié)構(gòu)及裂隙發(fā)育的影響規(guī)律[J].煤炭學報,2015,40( 4):850-855.
[2]郝海金,吳 健,張 勇,等.大采高開采上位巖層平衡結(jié)構(gòu)及其對采場礦壓顯現(xiàn)的影響[J].煤炭學報,2004,29 (2):137-141.
[3]弓培林,靳鐘銘.大采高采場覆巖結(jié)構(gòu)特征及運動規(guī)律研究[J].煤炭學報,2004,29(1):7-11.
[4]付玉平,宋選民,邢平偉,等.大采高采場頂板斷裂關鍵塊穩(wěn)定性分析[J].煤炭學報,2009,34(8):1027-1031.
[5]弓培林,靳鐘銘.大采高綜采采場頂板控制力學模型研究[J].巖石力學與工程學報,2008,27(1):193-198.
[6]劉金海,姜福興,王乃國,等.深井特厚煤層綜放工作面支承壓力分布特征的實測研究[J].煤炭學報,2011, 36( S1):18-22.
[7]趙同彬,張洪海,陳云娟,等.支承壓力分布演化規(guī)律及對煤巖體破壞的影響[J].遼寧工程技術大學學報(自然科學版),2010, 29( 3):420-423.
[8]姜福興,馬其華.深部長壁工作面動態(tài)支承壓力極值點的求解[J].煤炭學報,2002,27( 3):273-275.
[9]王書文,毛德兵,潘俊鋒,等.采空區(qū)側(cè)向支承壓力演化及微震活動全過程實測研究[J].煤炭學報,2015,40( 12):2772-2779.
[10]謝廣祥,楊 科,劉全明.綜放面傾向煤柱支承壓力分布規(guī)律研究[J].巖石力學與工程學報,2006,25( 3):545-549.
[11]朱亞軍,龍昌東,楊道煌.井間電磁波CT技術在地下孤石探測中的應用[J].工程地球物理學報,2015,12( 6):721-725.
[12]文學寬.CT探測覆巖破壞高度的試驗研究[J].煤炭學報,1998,23(3):300-304.
[13]程久龍,于師建.工作面電磁波高精度層析成像及其應用[J].煤田地質(zhì)與勘探,1999,27(8):62-64.
[責任編輯:王興庫]
All Process Practical Test of Goaf Lateral Abutment Pressure with Fully Mechanized Top Coal Mining in Extral Thick Coal Seam
ZHANG Zhen1,2,WANG Chuan-hua3,WANG Dong-pan1,2,HUANG Zhi-zeng1.2,PANG Li-ning1.2
(1.Coal Mining & Designing Department,Tiandi Science & Technology Co.,Ltd.,Beijing 100013,China;2.Mining Institute,China Coal Research Institute,Beijing 100013,China;3.Qinhua Coal Mine,Xinkuang Corporation,Kuerle 841011,China)
In order to obtain goaf lateral abutment pressure dynamic evolution process of fully mechanized top coal mining in extra thick coal seam,and then coal seam strain monitoring system and electromagnet wave CT detection equipment were applied at next working face roadway,then goaf lateral abutment pressure dynamic evolution,static distribution and development process was analyzed in practical,after dynamic data analysis in four months,form position 110m ahead working face,goaf lateral coal body abutment pressure range 15m scope changed continued with working face advanced,then stable within 120m of working face,working face lateral coal vertical stress experienced the following 5 phases sequence,stable phase,first growth phase,decrease phase,second growth phase and the last stable phase.two different factors overlapped,which included overburden broken and coal seam plastic broken,and then goaf lateral stress peak value inflection point time in different position was synchronization and difference,so dynamic evolution principle of lateral abutment pressure was analyzed.The results of abutment pressure static exploration with electromagnet wave CT showed that as unbalance of overburden broken periodicity and rotation,within mining influence scope,goaf lateral abutment pressure appeared local loading discontinuity along strike direction,its distribution state like approximate arc distribution to unbroken area of coal pillar form loading center,abutment pressure became smaller with distance larger to loading center,the conclusions could reference for coal pillar width optimized,goaf side roadway excavation time determined and so on.
extra thick coal seam;lateral abutment pressure;dynamic evolution;static distribution
2016-10-11
10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2017.02.020
國家自然科學青年基金項目(51504135);天地科技股份有限公司開采設計事業(yè)部青年創(chuàng)新基金( KJ-2014-TDKC-11)
張 震(1985-),男,山東德州人,碩士,助理研究員,從事礦山壓力與巖層控制方面的研究。
張 震,王傳華,王東攀,等.特厚煤層綜放開采采空區(qū)側(cè)向支承壓力演化全過程實測研究[J].煤礦開采,2017,22(2):78-82,92.
TD325.3
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1006-6225(2017)02-0078-05