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基于光纤锚杆监测的急倾斜厚煤层巷道支护技术研究

时间:2023-02-17 来源:中国煤炭杂志官网 分享:

★ 煤矿安全 ★

基于光纤锚杆监测的急倾斜厚煤层巷道支护技术研究

孙德全1,2,苏怀瑞1,2,曲泽良1,2,毛开江3,荣 海1,4,李南南4

(1.山东省深部冲击地压灾害评估工程实验室,山东省济南市,250104;2.山东省煤田地质规划勘察研究院,山东省济南市,250104;3.应急管理部信息研究院,北京市朝阳区,100029;4.辽宁工程技术大学矿业学院,辽宁省阜新市,123000)

摘 要 对乌东煤矿北采区巷道多次出现冒顶事故的原因进行了研究和分析,确定了巷道冒顶的动力源和能量基础;采用松动圈测试方法,进一步分析得出锚杆锚固端长度不足是冒顶事故频繁发生的主要因素之一;研究了基于光纤锚杆监测技术的巷道锚固优化方案。研究结果表明:北采区回采巷道与地应力夹角方向近垂直,受地应力作用强烈,对巷道支护的稳定性产生重要影响。Ⅳ-3和Ⅴ-5活动断裂的赋存为冒顶区域的煤岩体提供了动力源和能量基础,给巷道支护带来了困难。矿井采用的端部锚固局部位置存有锚固失效现象,冒顶区域的松动圈厚度大于锚杆的控制范围,锚杆锚固端长度不足是巷道冒顶的主要原因。端锚锚杆杆体受力最大处位于距巷帮2 000~2 100 mm处,全锚锚杆杆体受力最大处位于距离巷帮700~1 200 mm处,表明在乌东煤矿北采区急倾斜特厚煤层的巷道支护中,全长锚固锚杆控制围岩变形能力优于端头锚固锚杆。因此,在急倾斜特厚煤层的巷道支护中,建议采用全长锚固,提高巷道支护效果和安全性。

关键词 光纤锚杆监测技术;急倾斜特厚煤层;巷道冒顶;地质动力区划;松动圈测试

0 引言

畅通、稳固的巷道是煤矿安全高效开采的重要保障。据统计,我国煤矿每年新掘进的巷道总长度超过1.2万km[1]。巷道掘进与维护工程规模巨大,对煤矿安全、产量与效益有显著的影响,因此,巷道支护理论与技术一直是煤矿岩层控制的核心研究内容之一。冒顶是巷道顶部在矿山压力作用下变形、破坏而垮落的现象[2],是在巷道中频发、可导致大面积垮塌造成伤害并压埋大量人员设备的灾难性事故。明确巷道冒顶的机理和主要影响因素,采取针对性防治措施,对于保障煤矿安全生产至关重要。针对巷道冒顶产生机理和主要影响因素,国内外学者开展了大量研究,并取得丰硕的研究成果。张书明[3]认为冒顶的主要原因在于巷道支护强度不够,支护方式不合理;赵志强等[4]对大变形回采巷道的冒顶机理和控制技术进行了研究,认为高应力和开采耦合作用下,巷道顶板岩石出现蝶形破坏是冒顶产生的主要原因,并提出大变形巷道蝶叶型冒顶的接长锚杆控制方法;靖洪文等[5]采用颗粒流数值模拟方法对冒顶原因进行了分析,认为高地应力和动载的耦合作用是冒顶产生的主因;贾后省等[6]对含软弱夹层的巷道顶板垮冒机理进行了研究,认为软弱夹层极易出现破坏,并伴随强烈的膨胀变形压力,导致顶板出现整体破裂;史新帅等[7]采用物理模拟试验和数值模拟等方法对冒顶机理进行了研究,认为在冲击动载的主导作用下,大范围巷道顶板瞬间产生较大变形,引发冲击冒顶事故;邢轲轲[8]构建了冒顶预警模型,开发了SSRI系统中的冒顶预警模块,认为严重冒顶事故通常会历经采动影响-片帮漏冒-冒顶恶化3个阶段,采动影响是冒顶产生的主要原因;杨学[9]认为地质、爆破震动、岩体抗拉强度不足、开采扰动和安全管理不到位的耦合作用,引起了冒顶事故的发生;张凯、梁海汀等[10-11]对软岩巷道的冒顶原因进行了分析,认为高岭土、伊利石等亲水性较强的黏土类泥质膨胀岩的赋存,遇水膨胀,是冒顶发生的主要原因;陈立虎等[12]认为发生冒顶的内在原因是直接顶岩层强度低,外在原因是水对岩层的崩解破坏,主要原因是支护参数不合理;刘金铭、李晓飞等[13-14]认为支护强度不足以及支护不及时是冒顶及其复合灾害发生的主要原因;王飙[15]认为顶板异常破碎、锚杆支护结构失效和顶板长时间淋水的耦合作用是冒顶事故发生的主要原因。上述研究对巷道冒顶产生机理和主要影响因素进行了深入分析,对于采取有效措施防治冒顶事故具有重要意义。

目前,巷道冒顶影响因素研究主要针对近水平、缓倾斜等倾角较小的煤层赋存条件开展,关于急倾斜特厚煤层巷道冒顶分析的相关文献较少。在我国煤炭资源中,急倾斜煤层的储量虽仅占煤炭总储量的4%,但南方地区80%的矿区赋存有急倾斜煤层[16],急倾斜煤炭资源在我国新疆、青海、甘肃等省(区)的煤炭产量中也占有相当比重[17],因此对急倾斜特厚煤层巷道冒顶原因进行分析,对我国相关地区煤炭资源的安全开采至关重要。

国能新疆能源乌东煤矿北采区的43号煤层和45号煤层均为急倾斜特厚煤层,2016年至今,北采区43号煤层相继出现了多次不同程度的冒顶事故,给矿井的安全生产造成了严重影响。笔者采用地质动力区划方法对乌东井田的构造应力条件进行分析,确定巷道冒顶的动力源和能量基础;采用松动圈测试方法,对巷道冒顶的支护原因进行了分析;应用光纤锚杆监测技术,对锚杆受力特征进行了监测,对比分析锚固效果,确定了巷道锚固优化方案,以期为乌东煤矿安全高效生产提供技术支撑和有力参考,为急倾斜特厚煤层赋存条件矿井的安全生产提供保障。

1 煤矿概述

1.1 地质情况与开采、支护条件

乌东煤矿位于乌鲁木齐市米东区,矿井北采区位于八道湾向斜北翼,地面标高+739.2~+934.0 m,主采43号煤层和45号煤层,平均厚度分别为28 m和21 m,煤层倾角为45°,两煤层平均间距100 m。43号煤层直接顶为泥岩、粉砂岩,厚度3~5 m;基本顶为粉砂岩与细粒砂岩,厚度10~20 m。45号煤层伪顶和直接顶为炭质泥岩,局部为粉砂岩,厚度分别为0.5~2.0 m和5.0 m;基本顶为细粒砂岩,厚度为5~20 m。各水平煤层均采用分段放顶煤工艺进行回采,分段高度为18~25 m,采放比为1∶8。采用“2采4掘”的生产布局,即上一个分段水平工作面回采的同时,下分段的4条平巷进行掘进。工作面开采过后用地表黄土进行充填,使煤体与空气隔离,起到防火作用。乌东煤矿北采区巷道物理模型如图1所示。

图1 乌东煤矿北采区巷道物理模型

巷道支护方案如图2所示。巷道断面为三心拱形,选用HBR335型右旋螺纹钢锚杆进行支护,锚杆规格Φ20 mm×2 500 mm,间排距800 mm×800 mm,锚固方式为端头锚固;锚索规格Φ18.9 mm×10 000 mm,间排距1 500 mm×1 600 mm,每排3根;金属网为冷拔丝经纬网。

图2 乌东煤矿北采区巷道支护方案

1.2 典型冒顶事故概述

在乌东煤矿北采区43号煤层A0水平回风巷走向801~807 m位置,巷道顶部南侧发生冒顶事故,煤岩渣将巷道填充,现场巷道靠南侧有0.8 m的行人距离,冒顶规格3 000 mm×5 000 mm×6 000 mm(高×宽×长)。巷道支护锚杆、锚索均有拉断现象,冒顶区域有多处锚杆整体抽出情况。被拉断锚杆的损坏位置约在距离锚固端1.8 m处,锚索拉断位置约为距离锚固端3 m处。冒顶区域断面如图3所示。

图3 北采区典型冒顶区域断面

2 巷道冒顶的动力源和能量基础分析

2.1 巷道布置方向与主应力关系

乌东井田具有区域应力场的作用特征,地应力以水平压应力作用为主导,最大主应力方向为N27.8°W。乌东煤矿回采巷道主要沿煤层走向方向布置,巷道走向方向为N59°E,最大主应力与回采巷道走向呈94°夹角,近于垂直,因此回采巷道受到的地应力作用强烈,对巷道支护的稳定性产生重要影响[18-19]

2.2 乌东井田断裂构造划分

采用地质动力区划方法对乌东井田进行Ⅰ级~Ⅴ级断裂构造划分。Ⅴ级断裂构造的划分工作是在前4个等级断裂构造划分完毕的基础上进行的。将已经确定的Ⅰ~Ⅳ级断块边界转绘到1∶10 000比例尺的地形图上,进一步划分Ⅴ级断裂构造,区划出Ⅴ级断裂共28条,如图4所示。

图4 乌东井田V级断裂

断裂构造的运动将打破地壳应力的原始平衡状态,使断裂构造邻近区域煤岩体的应力和能量重新分布,弹性能量积聚,构造应力升高。断层、向斜、背斜等地质构造的形成源于长年累月的断裂构造运动。在构造运动的影响下,煤岩体将承受巨大的外力作用,进而产生弹塑性变形甚至出现破坏,不利于巷道稳定[18]

地质动力区划确定的断裂,揭示了区域地质动力状态特征,断裂的活动意味着动力系统的改变,从而引起能量的积聚和增加。断裂构造运动使得周边一定范围内煤岩体的应力结构重新分布,并使地壳内的部分应力和能量得到释放。将乌东煤矿北采区43号煤层东翼巷道典型冒顶区域与V级断裂图相结合,冒顶区域与区划断裂的位置关系如图5所示。由图5可以看出,冒顶区域受Ⅳ-3和Ⅴ-5等活动断裂的影响,出现在Ⅳ-3和Ⅴ-5断裂的包围区域内。Ⅳ-3和Ⅴ-5活动断裂的赋存为冒顶区域煤岩体提供了动力源和能量基础。

图5 冒顶区域与区划断裂的位置关系

3 巷道冒顶的松动圈测试分析

3.1 测孔布置方案

在北采区43号煤层A0水平回风巷布置围岩松动圈测试钻孔分别位于巷道走向1 340、1 370、1 400 m处,为保证测试可靠性,每处均布置3个钻孔,间距1.5 m,具体布置如图6所示。各测试孔均位于煤帮侧,距底板1.5 m,向下倾斜5°。现场测试时,将发射和接收换能器从孔底向孔口每外移10 cm记录一次测试数据。

图6 43号煤层松动圈测孔布置

3.2 松动圈测试结果分析

乌东煤矿北采区43号煤层A0水平回风巷各钻孔所测松动范围结果如图7和表1所示。

表1 43号煤层A0水平回风巷围岩松动圈测试结果

测试位置孔号松动圈值/mm平均值/mm1(走向1 340 m处)2(走向1 370 m处)3(走向1 400 m处)1-12 0001-21 8001-3-2-11 9002-21 7002-31 8003-11 7003-21 6003-31 7001 775

图7 43号煤层A0水平回风巷围岩松动圈测试结果

合理锚杆长度选取方法如式(1)所示:

L=lp+l1+l2

(1)

式中:L——锚杆长度,mm;

lp——巷道松动圈厚度值,mm;

l1——锚杆锚入稳定围岩体的长度,mm;

l2——锚杆的外露长度,mm。

根据现场观测结果,乌东煤矿北采区43号煤层A0水平回风巷冒顶区域的锚杆锚固端正位于煤岩交接处,处于软弱岩层区域。乌东煤矿目前选用的锚杆长度均为2 500 mm。锚杆支护时,锚杆的外露长度为100 mm,锚入稳定围岩体的长度为700 mm。如果2 500 mm长的锚杆满足实际要求,松动圈的厚度应小于1 700 mm,根据表1中松动圈测试结果,43号煤层A0水平回风巷冒顶区域的松动圈厚度大于锚杆的控制范围。因此锚杆锚固端长度不足是冒顶事故频繁发生的主要因素之一。

4 基于光纤锚杆监测技术的巷道锚固优化方案研究

4.1 监测原理与监测目的

(1)监测原理。光纤监测技术是基于光纤布拉格光栅的感测技术(FBG)[20-24],利用光纤材料的光敏特性,在光纤芯的内部形成空间相位光栅,从而控制和改变光源在光纤内的传播路径。光纤折射率沿轴向呈现周期性调制分布,具有良好的波长选择性。光源进入光纤后,当入射光源满足特定条件的波长时,在光栅处将被耦合反射,其他波长光源将全部通过而不受光栅影响,反射光谱在FBG中心波长λB处出现峰值。FBG传感技术原理如图8所示。

图8 FBG传感技术原理

FBG反射特定波长的光,该波长满足以下条件:

λB=2neffΛ

(2)

式中:λB——反射光的中心波长;

neff——纤芯的有效折射率;

Λ——光纤光栅折射率调制的空间周期。

外界应力和温度变化会引起折射率和栅距的变化,导致FBG波长λB的移位,满足线性关系式(3):

(3)

式中:Δλ——FBG波长变化量;

ε——光纤轴向应变;

ΔT——温度变化;

Pe——光纤光弹系数;

α——光纤热膨胀系数;

ζ——光纤热光系数。

(2)监测目的。光纤锚杆监测技术可用于掌握巷道支护锚杆的受力特征,为巷道支护进行日常动态化管理提供依据;可用于检验支护结构、设计参数及施工的合理性,为调整、优化支护参数和合理确定锚杆的锚固方式等提供科学依据。

4.2 光纤锚杆监测设备及监测方案

(1) 监测设备。乌东煤矿为了保证试验安全,在北采区43号煤层选取另外2个邻近的开采水平——A1水平回风巷和A2水平回风巷各布置2个监测断面,分别为端锚监测断面和全锚监测断面。在端锚监测断面,分别在巷道两帮、顶板分别布置1根端锚光纤锚杆,共计3根端锚光纤锚杆;在全锚监测断面,分别在巷道两帮、顶板分别布置1根全锚光纤锚杆,共计3根全锚光纤锚杆。

每根全锚光纤锚杆的长度为2 500 mm,从锚杆前端开始1 900 mm,每隔100 mm布置1个传感器,共计20个传感器;剩下600 mm,每隔200 mm布置1个传感器,共计3个传感器。每根全锚光纤锚杆共计布置传感器23个。

每根端锚光纤锚杆的长度为2 500 mm,从锚杆前端开始800 mm,每隔100 mm布置1个传感器,共计9个传感器;中部1 200 mm,每隔400 mm布置1个传感器,共计3个传感器;剩下500 mm,每隔200 mm布置1个传感器,共计2个传感器。每根端锚光纤锚杆共计布置传感器14个。

(2) 监测方案。在乌东煤矿北采区43号煤层A1水平工作面回采过程中,分别对本水平巷道——A1水平回风巷和相邻水平巷道——A2水平回风巷光纤锚杆受力特征进行监测和对比分析。A1水平回风巷端锚监测断面位于走向830 m处,全锚监测断面位于走向820 m处;A2水平回风巷端锚监测断面位于走向840 m处,全锚监测断面位于走向820 m处。

4.3 光纤锚杆监测效果对比分析

在43号煤层A1水平工作面回采过程中,A2水平回风巷端部锚固和全长锚固光纤锚杆的受力监测结果如图9所示。由图9可知,随着43号煤层A1水平工作面推进,A2水平巷道受A1水平工作面采动的影响逐渐增强,端锚锚杆与全锚锚杆不同位置的受力均逐渐增大。端锚锚杆杆体受力最大处位于距巷帮2 100 mm处,全锚锚杆杆体受力最大处位于距离巷帮1 200 mm处。

图9 相邻水平锚杆受力监测结果

随着43号煤层A1水平工作面的推进,本水平巷道锚杆受力监测结果如图10所示。由图10可知,端锚锚杆杆体受力最大处位于距巷帮2 000 mm 处,全锚锚杆杆体受力最大处位于距离巷帮700 mm处。

图10 本水平锚杆监测结果

对比分析端部锚固锚杆与全长锚固锚杆受力特征,端部锚固锚杆在自由段的受力较为均匀,锚固段受力变化较大,且局部受力接近于零,表明端部锚固局部位置存有锚固失效现象。端部锚固杆体的整体受力大于全长锚固,且杆体受力形式以拉力为主;全长锚固锚杆不仅受拉力,且局部受力形式为压力,说明锚杆在控制围岩变形过程中,不仅承受拉伸变形,且存有压缩变形情况。通过两者对比,表明在乌东煤矿北采区急倾斜特厚煤层的巷道支护中,全长锚固锚杆控制围岩变形能力优于端部锚固。因此,在急倾斜特厚煤层的巷道支护中,建议采用全长锚固,提高巷道支护效果和安全性。

5 结论

(1)应用地质动力区划方法对乌东井田的构造应力条件进行分析,确定巷道冒顶的动力源和能量基础。乌东煤矿回采巷道与地应力夹角方向近垂直,受到的地应力作用强烈,对巷道支护的稳定性产生重要影响,Ⅳ-3和Ⅴ-5活动断裂的赋存为冒顶区域的煤岩体提供了动力源和能量基础。

(2)应用松动圈测试技术,分析了乌东煤矿急倾斜特厚煤层赋存条件下巷道冒顶的支护原因。矿井现采用的端部锚固局部位置存有锚固失效现象,锚杆锚固端长度不足是巷道冒顶的支护原因。

(3)应用光纤锚杆监测技术,对锚杆受力特征进行监测,对比分析锚固效果,确定了巷道锚固优化方案。在急倾斜特厚煤层的巷道支护中,建议采用全长锚固,提高巷道支护效果和安全性。

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Research on the roadway supporting technology for steeply inclined and thick coal seam based on optical fiber bolt monitoring technology

SUN Dequan1,2, SU Huairui1,2, QU Zeliang1,2, MAO Kaijiang3, RONG Hai1,4, LI Nannan4

(1.Shandong Engineering Laboratory of Deep Mine Rockburst Disaster Assessment, Jinan, Shandong 250104, China;2. Shandong Institute of Coal Geology Engineering and Exploration, Jinan, Shandong 250104, China;3.Information Institute of Ministry of Emergency Management of PRC, Chaoyang, Beijing 100029, China;4. School of Mining, Liaoning Technical University, Fuxin, Liaoning 123000, China)

Abstract This paper studies and analyzes the causes of roof fall accidents in the north mining area of Wudong Coal Mine, and determines the power source and energy base of roof fall; by using the loose ring test method, it is further analyzed that the insufficient length of the anchor end is one of the main factors for frequent roof fall accidents; on the basis of the analysis result, the optimization scheme of roadway anchoring based on optical fiber anchor monitoring technology is studied. The research results show that the angle between the mining roadway and the geostress in the north mining area is nearly vertical, which is strongly affected by the geostress, and has an important impact on the stability of roadway support. The occurrence of Ⅳ-3 and Ⅴ-5 active faults provides power source and energy base for coal and rock mass in roof fall area, which brings difficulties to roadway support. The local position of the end anchorage adopted by the mine has anchorage failure, the thickness of the loose ring in the roof fall area is larger than the control range of the bolt, and the insufficient length of the bolt anchorage end is the main support reason for the roadway roof fall. The maximum stress of the end anchor bolt body is located at 2 000~2 100 mm from the roadway side, and the maximum stress of the full anchor bolt body is located at 700~1 200 mm from the roadway side, which indicates that in the roadway support of the steeply inclined and extra thick coal seam in the north mining area of Wudong Coal Mine, the full-length anchor bolt is better than the end anchor bolt in controlling the deformation of surrounding rock. Therefore, in the roadway support of steeply inclined and extra thick coal seam, it is recommended to adopt full-length anchoring to improve the roadway support effect and safety.

Keywords optical fiber bolt monitoring technology; steeply inclined and extra thick coal seam; roof fall; geo-dynamic division; loose circle test

中图分类号 TD353

文献标志码 A

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引用格式:孙德全,苏怀瑞,曲泽良,等.基于光纤锚杆监测的急倾斜厚煤层巷道支护技术研究[J].中国煤炭,2022,48(12)∶34-42.DOI:10.19880/j.cnki.ccm.2022.12.006

SUN Dequan , SU Huairui , QU Zeliang , et al. Research on the roadway supporting technology for steeply inclined and thick coal seam based on optical fiber bolt monitoring technology[J].China Coal,2022,48(12)∶34-42.DOI:10.19880/j.cnki.ccm.2022.12.006

基金项目:国家自然科学基金项目(51904145),山东省深部冲击地压灾害评估工程实验室开放项目(鲁煤研开(2020)006号)

作者简介:孙德全(1982-),男,辽宁海城人,硕士,高级工程师,主要从事煤田水文地质、工程地质等方面的研究。E-mail:sundequan713@163.com

(责任编辑 张艳华)

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