回風石門軟巖巷道變形破壞機理及其支護對策

楊曉杰,龐杰文,張保童,孟凡毅,姜文峰,樊利朋,牛 翔

(1.中國礦業(yè)大學(北京)深部巖土力學與地下工程國家重點實驗室,北京 100083;2.中國礦業(yè)大學(北京)力學與建筑工程學院,北京100083;3.中國礦業(yè)大學(北京)國家能源深井安全開采及災害防治重點實驗室,北京 100083;4.中交四航工程研究院有限公司,廣東廣州510230;5.中國礦業(yè)大學(北京)地球科學與測繪工程學院,北京 100083)

回風石門軟巖巷道變形破壞機理及其支護對策

楊曉杰1,2,3,龐杰文1,2,3,張保童4,孟凡毅1,2,姜文峰1,2,樊利朋1,2,牛 翔5

(1.中國礦業(yè)大學(北京)深部巖土力學與地下工程國家重點實驗室,北京 100083;2.中國礦業(yè)大學(北京)力學與建筑工程學院,北京100083;3.中國礦業(yè)大學(北京)國家能源深井安全開采及災害防治重點實驗室,北京 100083;4.中交四航工程研究院有限公司,廣東廣州510230;5.中國礦業(yè)大學(北京)地球科學與測繪工程學院,北京 100083)

針對煤礦回風石門出現(xiàn)嚴重底臌、折幫和頂沉等非線性大變形破壞現(xiàn)象,且難支護的問題,采用工程地質(zhì)力學分析、數(shù)值模擬和現(xiàn)場試驗研究相結合的研究方法,對巷道的變形破壞機理和支護對策進行了深入研究。結果表明,巷道的變形破壞受分子吸水膨脹、膠體膨脹、構造應力、重力、工程偏應力、軟弱夾層、層理等多種因素影響,其變形力學機制為IABIIABDIIIBC型。針對該種類型的復合型變形力學機制,提出了相應的轉(zhuǎn)化為單一型的技術對策,數(shù)值模擬結果表明該技術對策可有效控制巷道的大變形破壞;提出了恒阻大變形錨桿+金屬網(wǎng)+底角注漿錨管+鋼纖維混凝土耦合支護方案,現(xiàn)場應用效果良好。

回風石門;軟巖巷道;變形力學機制;支護

工程軟巖是指在工程力作用下能產(chǎn)生顯著塑性變形的工程巖體[1]。巷道開挖后,巖體的原巖應力狀態(tài)遭到了破壞,引起應力重新分布,圍巖將向巷道臨空面發(fā)生位移變形,出現(xiàn)底臌、頂沉、兩幫收縮等大變形特征。隨著開采深度的不斷增加,軟巖巷道工程所處的工程地質(zhì)條件開始變得復雜,支護問題也變得越來越嚴重,特別是強膨脹型軟巖巷道、高應力軟巖巷道以及大斷面交叉點等。對于這些巷道,采用一般支護形式更是難以奏效[2]。目前軟巖巷道支護理論的研究主要集中在圍巖變形特性研究與支護技術的研究上,主要有巖性轉(zhuǎn)化理論、軸變論理論、松動圈理論、聯(lián)合支護理論、錨噴-弧板支護理論、主次承載區(qū)支護理論、應力控制理論,以及軟巖工程力學支護理論,其中軟巖工程力學支護理論較好地結合了圍巖變形力學特性研究與支護技術研究,可以系統(tǒng)地分析軟巖的變形力學機制,并提出相應的轉(zhuǎn)化復合型變形力學機制的支護對策。針對新安煤礦回風石門軟巖巷道支護難題,筆者運用軟巖工程力學支護理論,采用工程地質(zhì)力學分析、數(shù)值模擬以及現(xiàn)場試驗研究相結合的研究方法,從物化膨脹、應力擴容和結構變形3方面系統(tǒng)地分析了新安煤礦+535回風石門軟巖巷道的變形力學機制,并提出了相應的復合型變形力學機制轉(zhuǎn)化對策,采用數(shù)值計算的方法,研究支護結構對巷道變形的控制效果,并將新提出的支護設計應用到實踐。

1 回風石門軟巖巷道工程地質(zhì)力學分析

1.1 工程概況

新安煤礦位于甘肅省平?jīng)鍪芯硟?nèi),井田主要含煤地層為下侏羅統(tǒng)華亭群,主要巷道埋深750～900 m。+535回風石門位于新安煤礦+535 m水平采區(qū),埋深約750 m,是國內(nèi)侏羅系地層埋深最大的煤礦之一。巷道賦存于粉砂巖、泥巖、細砂巖和砂質(zhì)泥巖等膨脹性軟巖巖層,各個巖層沿巷道的走向和與垂直巷道走向方向均有約10°的傾角,圍巖具有明顯的軟巖特征。

新安煤礦+535回風石門采用傳統(tǒng)的錨網(wǎng)索支護,在施工2個月后因破壞嚴重進行了第1次返修,截至2010年12月,巷道已進行了4次返修,仍然出現(xiàn)大變形現(xiàn)象,影響煤礦的正常生產(chǎn)運轉(zhuǎn),因此,對該巷道進行工程地質(zhì)力學分析,研究其破壞機理并提出支護對策已迫在眉睫。

1.2 巷道變形破壞特征

經(jīng)現(xiàn)場調(diào)查研究,新安煤礦+535回風石門軟巖巷道的變形破壞有以下4個特征(圖1):①底臌嚴重,最大底臌量可達1.5 m;②頂板彎曲下沉,最大下沉量為1.8 m;③幫部嚴重鼓出并出現(xiàn)折幫現(xiàn)象;④支護體大量失效,具體表現(xiàn)為錨桿、錨索拉斷、折斷,托盤與桿體脫離,錨桿吸入巖壁,鋼筋網(wǎng)與托盤連接處剪斷等。+535回風石門服務于+535 m水平,該水平的所有污風都將通過該巷道排出礦井,巷道的后續(xù)修復工程直接關系到該水平生產(chǎn)的正常運轉(zhuǎn)。

1.3 巷道圍巖巖性分析

+535回風石門位于煤1層的上部。巷道揭露巖性有:泥巖、粉砂巖、砂質(zhì)泥巖和細砂巖,試驗段剖面如圖2所示。這些巖石屬較軟巖類,為不堅固巖層;圍巖的巖塊強度平均為10 MPa,巖體的平均強度為2.5～7.0 MPa。泥巖、砂質(zhì)泥巖的底板力學強度較差,且有遇水膨脹的性能,為不堅固巖石;粉細砂巖底板強度稍高。

圖1 回風石門變形破壞Fig.1 Deformation and failure of the air return laneway

圖2 回風石門試驗段巷道剖面Fig.2 Sectionmap of the test section of the air return laneway

1.4 巷道圍巖黏土礦物成分與微觀結構分析

根據(jù)黏土礦物測試研究方法[3-4],通過X射線衍射分析結果(表1),巷道圍巖各巖石樣品的主要礦物成分為黏土礦物和石英。其中黏土礦物總量最大值達到61.7%,平均含量為54.5%;石英的總量為37.3%～57.4%,平均含量為43.6%。由此反映了巷道圍巖具有很大的膨脹性。各巖石樣品中黏土礦物含量主要是以高嶺石為主,其次為伊/蒙混層和伊利石等礦物(表2)。其中高嶺石總量最大值為57%,平均值為44%;伊/蒙混層的總量最大值為44%,平均值為39.6%;伊利石的總量最大值為20%,平均值為13.8%。由以上數(shù)據(jù)可以看出,礦物顆粒中間有較強的膨脹性,即遇水后顆粒水膜加厚、吸水性大、易軟化、強度和穩(wěn)定性差。

表1 礦物X射線衍射全巖分析結果Table 1 The results of X-ray diffraction of full rock m ineral

表2 礦物X射線衍射黏土礦物分析結果Table 2 The results of X-ray diffraction of clay m ineral

利用電子顯微技術對圍巖的微觀結構進行測試分析,如圖3所示,圖3(a)為1號泥巖樣品放大1 500倍,粒間可觀察到三角形孔隙,片狀伊蒙混層;圖3(b)為2號粉砂巖微裂隙和粒表溶蝕孔;圖3(c)為2號粉砂巖無序混層排列;圖3(d)為3號粉砂質(zhì)泥巖定向排列,呈絮狀,具有微裂隙;圖3(e)為5號粉砂巖溶蝕孔,孔中充填方解石晶體;圖3(f)為6號砂質(zhì)泥巖微結構,呈絮狀,有伊利石顆粒。含有黏土礦物的巖石樣品,其高嶺石、伊/蒙混層多為無序混層排列的結構,多呈片狀、絮狀分布。礦物表面有大量的溶蝕孔洞,部分溶蝕孔洞為泥質(zhì)成分、方解石所填充。

巖石的微裂隙較發(fā)育,且部分裂隙的連通性較好,部分裂隙為方解石等晶體填充,因此圍巖的節(jié)理較發(fā)育。

1.5 應力場分析

1.5.1 自重應力場分析

由新安煤礦+535回風石門的巷道布置情況可知,其埋深約為750 m,自重應力達到18.75 MPa(巖層容重為25 kN/m3),相比巷道圍巖的物理力學參數(shù)可知,其自重應力均超過各巖層的抗壓強度,因此,圍巖進入非線性力學狀態(tài)。

圖3 回風石門圍巖電鏡掃描分析結果Fig.3 Electron microscope scanning results of surrounding rock of the return air laneway

1.5.2 構造應力場分析

新安煤礦位于安口—新窯煤田東南部,與安口—新窯煤田同屬祁呂賀蘭山“之”字型構造的脊柱與隴西系旋卷構造的復合部位,構造主要受太平洋板塊俯沖歐亞大陸的影響,表現(xiàn)為受近北東東—南西西方向的擠壓,與太平洋板塊的俯沖方向一致,致使該區(qū)地應力方向為近東西—北東東方向,如圖4所示。

圖4 新安煤礦地質(zhì)構造綱要Fig.4 Geological structuremap of Xin’an Coal Mine

根據(jù)在新安煤礦回風石門段所做的地應力測試,得出其最大主應力的大小為31.2 MPa,方位角為66°,傾角8°;最小主應力為16.5 MPa,方位角為336°,傾角為-7°。如圖5所示,該巷道軸向與最大水平應力方向呈銳角相交,其圍巖變形偏向巷道某一幫,導致巷道不對稱變形[5-6]。

圖5 +535回風石門位置Fig.5 Location of+535 air return laneway

1.5.3 采動影響分析

如圖5所示,新安煤礦+535水平布置的巷道主要有回風石門、主運石門和膠帶運輸石門3條大巷,各條巷道之間呈平行狀態(tài),但相互之間的距離較小,易受鄰近巷道的工程擾動影響[7-8]?；仫L石門又靠近1206工作面,工作面的標高為+750～+550 m,在回采期間,若不設置終采線,采動產(chǎn)生的超前壓力將對回風石門的穩(wěn)定性產(chǎn)生影響。

2 回風石門軟巖巷道的變形力學機制及其轉(zhuǎn)化技術

2.1 回風石門軟巖巷道的變形力學機制

(1)根據(jù)對新安煤礦+535回風石門圍巖所作X射線衍射分析和掃描電鏡試驗結果,該回風石門圍巖黏土礦物中伊/蒙混層和高嶺石含量均較高,因此,該區(qū)圍巖變形力學機制包含IAB型,即分子吸水膨脹型和膠體膨脹型。

(2)通過現(xiàn)場工程地質(zhì)調(diào)查研究,結合軟巖工程力學理論分析,新安煤礦+535回風石門所受作用力主要為近水平方向的構造應力;根據(jù)彈塑性力學理論,圍巖中任一點的應力狀態(tài)可用二階應力張量表示,球形應力張量是三向均勻受壓狀態(tài),它不會引起巖體的形變,而應力偏張量是引起巷道圍巖變形破壞的決定性因素。同時新安煤礦+535水平生產(chǎn)系統(tǒng)的主石門、回風石門和膠帶運輸石門3條大巷之間的相互間距較小,巷道之間的應力場相互疊加。因此,該巷道變形力學機制包含IIABD型,即構造應力型+重力變形型+工程偏應力型。

(3)根據(jù)地質(zhì)條件分析可知,巖體層理發(fā)育且有軟弱夾層,對圍巖支護有較大的影響。故該巷道還存在IIIBC型變形力學機制,即軟弱夾層型和層理型變形力學機制。

綜上所述,新安煤礦+535回風石門軟巖巷道的變形力學機制是一種復合型變形力學機制,即: IABIIABDIIIBC型。

2.2 復合型變形力學機制轉(zhuǎn)化為單一型變形力學機制分析

軟巖巷道成功支護的關鍵[9]就是確定巷道圍巖的復合型變形力學機制,并采取合理的轉(zhuǎn)化技術將復合型變形力學機制轉(zhuǎn)化為單一型變形力學機制。針對IABIIABDIIIBC復合型變形力學機制軟巖巷道,提出如下轉(zhuǎn)化對策(圖6):

圖6 復合型變形力學機制轉(zhuǎn)化為單一型分析流程Fig.6 Analysis flow chart for the transformation of composite deformation mechanism into unitary type

(1)采用恒阻大變形錨桿支護,恒阻大變形錨桿可以在巷道圍巖膨脹而發(fā)生大變形時自動延伸,并保持恒定的工作阻力,因此,使用恒阻大變形錨桿能夠吸收圍巖的膨脹能,使巷道圍巖的變形能分層次釋放。

(2)采用三維優(yōu)化錨桿及關鍵部位耦合支護技術;通過在頂板鈍角區(qū)域關鍵部位加打6 m的恒阻大變形錨桿和在底角鈍角區(qū)域加打底角注漿錨管,有效地將軟弱夾層和節(jié)理引起的非線性大變形控制住,并利用錨網(wǎng)耦合支護技術使圍巖達到變形和應力均勻化。

(3)通過錨網(wǎng)耦合支護整體提高支護體強度,結合底角注漿錨管控制技術切斷底板塑性滑移線,從而將不穩(wěn)定的IIABD型變形力學機制中的構造應力和工程偏應力轉(zhuǎn)化為穩(wěn)定的重力機制IIB型。

3 回風石門軟巖巷道支護方案設計及數(shù)值模擬分析

3.1 支護方案設計

通過分析回風石門軟巖巷道的變形力學機制,提出了轉(zhuǎn)化復合型變形力學機制的支護對策——恒阻大變形錨桿耦合支護方案,如圖7所示,其具體支護參數(shù)[10-13]如下:

圖7 恒阻大變形錨桿耦合支護Fig.7 Coupling support scheme of constant resistance large deformation bolts

(1)錨桿:采用HMG-500型恒阻大變形錨桿,直徑22 mm,長度采用3 000 mm和6 000 mm兩種,鉆頭直徑35mm,鉆孔直徑不小于37mm,分2次支護,對于3 000 mm恒阻大變形錨桿,每次支護錨桿間排距都為1 000 mm×1 000 mm;對于6 000 mm恒阻大變形錨桿,右肩拱部分每次支護錨桿間排距都為1 000 mm×1 000 mm,左肩拱部分每次支護錨桿間排距都為850 mm×1 000 mm,直墻部分每次支護錨桿間排距都為1 000 mm×1 000 mm,平行布置;錨桿采用樹脂藥卷端頭錨固,固定錨桿每孔采用1根CK2870(里)、1根Z2835(外)樹脂錨固劑。預緊力為10 t。

(2)底角錨管:采用直徑48 mm的無縫鋼管,左側底角2根,右側底角3根,長度5 m,間排距為800 mm×1 000 mm,平行布置;內(nèi)插?18 mm的普通螺鋼,長度為4.5 m,并加壓注水泥漿。

(3)金屬網(wǎng):采用?8 mm鋼筋焊接而成,網(wǎng)片尺寸為1 100 mm×2 100 mm,網(wǎng)格尺寸100 mm×100 mm,網(wǎng)片搭接100 mm,網(wǎng)與網(wǎng)之間通過專用聯(lián)網(wǎng)器工具,鉤扣聯(lián)結,連接點間距不大于200 mm。

(4)混凝土:噴射混凝土強度等級為C20,采用鋼纖維混凝土,內(nèi)摻防水劑。

3.2 數(shù)值模擬分析

3.2.1 模型的建立

選取與1206工作面臨近的+535回風石門段為研究對象,利用MIDAS/GTS軟件和有限差分軟件FLAC3D建立了三維實體模型,計算所采用的物理力學參數(shù)見表3。

方案的模型由四面體單元構成,計算范圍長×寬×高=125 m×20 m×60 m,方案1共劃分151 971個單元,29 451個節(jié)點。該模型側面限制水平移動,底部固定,模型上表面為應力邊界,施加的垂直荷載為18.75 MPa,模擬上覆巖體的自重邊界。材料破壞符合Mohr-Coulomb強度準則。巷道為穿層巷道,相繼穿過細砂巖1、泥巖4。工程地質(zhì)力學模型和支護工況模型如圖8所示。

表3 回風石門圍巖巖體物理力學參數(shù)取值Table 3 Physicalmechanical parameters for the surrounding rock of the air return laneway

圖8 地質(zhì)力學模型Fig.8 Geologicalmechanicsmodel

普通錨桿(索)和恒阻錨桿由cable單元生成,其中恒阻錨桿采用分段模擬,通過fish編制程序控制不同段間的作用力和位移隨時步的變化特性,模擬恒阻錨桿力學特性,具體力學參數(shù)見表4;底角注漿錨管采用Pile單元,以模擬其抗彎特性,力學參數(shù)見表5;金屬網(wǎng)+混凝土噴層采用shell單元,彈性模量、泊松比和厚度分別為25 500 MPa,0.2和106.5 mm。

3.2.2 控制效果模擬分析

通過數(shù)值模擬[14-15]對2種支護方案的控制效果進行對比分析。2種支護方式分別為:①錨網(wǎng)索噴支護(原支護形式),如圖9所示;②恒阻大變形錨桿+金屬網(wǎng)+底角錨管+鋼纖維混凝土耦合支護(試驗段使用的新型支護形式),支護參數(shù)見3.1節(jié)。錨網(wǎng)索噴支護參數(shù)如下:

表4 普通錨桿(索)、恒阻錨桿數(shù)值計算參數(shù)Table 4 The numerical calculation param eters of common anchor,cable and the constant resistance large deformation bolt

表5 底角注漿錨管數(shù)值計算參數(shù)Table5 The numerical calculation parameters of grouting anchor pile

(1)錨桿采用?22螺紋鋼錨桿,長度2 500 mm,間排距750 mm×750 mm,平行布置。

(2)錨索采用?18.9鋼絞線錨索,間距1.8 m,排距1.6 m,按平行布置,頂部長度為6.8 m,幫部長度為4.3 m,滯后工作面不超過5 m。

(3)金屬網(wǎng)采用8號鐵線菱形編織網(wǎng)。

(4)噴射混凝土為C20,噴砼厚100 mm,滯后工作面不超30 m。

數(shù)值計算結果如圖10,11所示。

對比巷道位移場分布,采用新型支護方案的巷道變形有明顯改善,其變形量對比見表6。

圖10 垂直位移場分布Fig.10 Distribution of vertical disp lacement field

圖11 水平位移場分布Fig.11 Distribution of horizontal displacement field

(1)原支護的垂直和水平方向位移量都較大,且具有非對稱性。其中垂直方向的變形主要集中在頂板與底板,底板的變形范圍偏向于右側,最大底臌量為1 620 mm,頂板的變形范圍偏左側,最大頂板下沉量達1 242 mm;水平方向的變形主要集中在兩幫,最大兩幫移近量達2 381 mm,且右?guī)偷淖冃未笥谧髱汀Ｉ鲜鲇嬎憬Y果與現(xiàn)場實際情況相符。

表6 兩種支護形式模擬變形量對比Table 6 Contrast of simulated deformation of the two supports mm

(2)實行恒阻大變形錨桿耦合支護后,在恒阻大變形錨桿、底角錨管、金屬網(wǎng)和噴射混凝土的共同協(xié)調(diào)作用下,允許巷道適量變形,釋放部分變形能,但支護強度始終不變,圍巖變形趨勢比較均勻,變形值較小,在合理變形范圍內(nèi)。

4 回風石門軟巖巷道支護方案現(xiàn)場試驗

+535回風石門采用恒阻大變形錨桿+底角注漿錨管等耦合支護方式成功地返修了50 m巷道,并在該段巷道內(nèi)布設了4個表面位移測站對表面位移進行了監(jiān)測,監(jiān)測站布置如圖12所示。經(jīng)過現(xiàn)場實地測量,得到表面位移時間-位移關系曲線(圖13)。由曲線圖可以看出,巷道施工后的4～20 d為圍巖變形的活躍期,這段時間巷道受掘進開挖的影響,變形劇烈,不穩(wěn)定;掘進20～80 d為過渡期,圍巖移近量逐漸減小并趨于穩(wěn)定;掘進80 d之后圍巖基本處于穩(wěn)定狀態(tài),可以基本認定巷道在掘進后80 d已經(jīng)趨于穩(wěn)定。穩(wěn)定后兩幫收縮量為98～110 mm,頂板變形量為60～92 mm。巷道變形得到了有效的控制。

圖12 回風石門圍巖表面位移測點布置Fig12 The layout drawing of observation station in the air return roadway

圖13 巷道變形監(jiān)測曲線Fig.13 Deformation monitoring curves of the roadway

5 結 論

(1)煤礦回風石門軟巖巷道的變形破壞受分子吸水膨脹、膠體膨脹、構造應力、重力、工程偏應力、軟弱夾層、層理等多種因素影響,其變形力學機制為IABIIABDIIIBC型。

(2)針對IABIIABDIIIBC復合型變形力學機制,提出了以恒阻大變形錨桿為主要技術的轉(zhuǎn)化對策——恒阻大變形錨桿+金屬網(wǎng)+底角注漿錨管+鋼纖維混凝土耦合支護方式。

(3)通過數(shù)值模擬對比分析原支護與恒阻大變形錨桿耦合支護的控制效果,發(fā)現(xiàn)采用恒阻大變形錨桿耦合支護后,圍巖變形趨勢比較均勻,變形值較小,在合理變形范圍內(nèi)。并在+535回風石門進行了50 m試驗段的應用,驗證了設計方案的先進性和合理性。

感謝何滿潮院士對本文研究工作的指導,感謝深部巖土力學與地下工程國家重點實驗室研究團隊的協(xié)同支持,特致謝忱!

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Deformation and failuremechanism and supportmeasures of the soft rock roadway in the air return laneway

YANG Xiao-jie1,2,3,PANG Jie-wen1,2,3,ZHANG Bao-tong4,
MENG Fan-yi1,2,JIANGWen-feng1,2,FAN Li-peng1,2,NIU Xiang5

(1.State Key Laboratory ofDeep Geomechanics and Underground Engineering,China University ofMining and Technology(Beijing),Beijing 100083,China; 2.School ofMechanics&Civil Engineering,China University ofMining and Technology(Beijing),Beijng 100083,China;3.Key Laboratory of Deep Mining and Hazard Prevention,China University of Mining and Technology(Beijng),Beijing 100083,China;4.CCCC Fourth Harbor Engineering Institute Co., Ltd.,Guangzhou 510230,China;5.College ofGeoscienceand Surveying Engineering,China University ofMining and Technology(Beijng),Beijng 100083, China)

Aiming at the problem that the air return laneway of coalmine with a series of nonlinear large deformation and failure phenomenon such as serious floor heaves,wall caving,and roof falling is difficult to support,the authors deeply studied the deformation and failuremechanism of the soft rock roadway,and supportmeasuresby combining the research methods of engineering geologicalmechanics analysis,numerical simulation analysis and engineering application.The results show that the deformations of the roadway are caused by the swelling force ofmolecularwater absorption and colloid,tectonic stress,deviatoric stress,tectonic stress,gravity,engineering deviatoric stress,weak interlayers and bedding,and the deformation mechanicalmechanism of the surrounding rock of the air return laneway is a kind ofcompositemechanicalmechanism,named IABIIABDIIIBCtype deformation mechanicalmechanism.For the deformation mechanicalmechanism of the roadway,the authors put forward a series of corresponding measures,and the numerical simulation results show that the technology can effectively curb the harmful deformation of the surrounding rock,and put forward a coupling support technique,which uses constant resistance large deformation bolts,metal nets,floor grouting bolts,and steel fiber reinforced concrete.

air return laneway;soft rock roadway;deformation mechanicalmechanism;support

TD353

A

0253-9993(2014)06-1000-09

楊曉杰,龐杰文,張保童,等.回風石門軟巖巷道變形破壞機理及其支護對策[J].煤炭學報,2014,39(6):1000-1008.

10.13225/j.cnki.jccs.2014.0137

Yang Xiaojie,Pang Jiewen,Zhang Baotong,et al.Deformation and failuremechanism and supportmeasures of the soft rock roadway in the air return laneway[J].Journal of China Coal Society,2014,39(6):1000-1008.doi:10.13225/j.cnki.jccs.2014.0137

2014-02-10 責任編輯:王婉潔

北京市自然科學基金資助項目(8142032);國家自然科學基金資助項目(41040027)

楊曉杰(1968—),男,山西萬榮人,教授。Tel:010-62339107,E-mail:yxjcumt@163.com。通訊作者:龐杰文(1988—),男,山西運城人,博士研究生。E-mail:pjwfanfan@126.com