煤礦頂板重特大事故分析及現場實用安全技術的研究
作者:佚名
2009-02-27 10:06
來源:不詳
據統計,
煤礦曆年來發生的重特大
安全
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,占全部死亡
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的39%;因此,
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重特大
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發生的原因和規律,進行現場實用
安全技術研究,在
管理上、技術上、裝備上采取針對性的防範
措施,實行重點治理和監察監控,對遏製重特大
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的發生具有十分重要意義。
1山東 煤礦重特大 安全事故多發專業 03manbetx (見表1)
*:表中市、縣、鄉鎮 煤礦重特大事故為1972年到2004年統計數
從表1 03manbetx ,重特大事故多發專業:
(1)事故起數為:頂板占39%、水災占27%、瓦斯占24%。
(2)死亡人數為:頂板占17%、瓦斯占40%,水災占35 %。
2頂板重特大事故 03manbetx 及現場實用 管理 技術 措施
山東省煤礦在1980年以前,頂板事故占60%左右,垮麵、大冒頂重特大事故常有發生,究其原因,主要是“兩個不清楚”:(1)對頂板來壓規律不清楚;(2)對支柱性能及實際支撐能力不清楚。因此,有針對性的開展了“兩測”工作:(1)進行礦山壓力觀測和底板比壓測定,摸清采場上覆岩層運動規律和底板破壞規律;(2)對支柱檢修試壓和進行實際支撐能力測定。經過全省技術人員十年的艱苦努力,“兩測”工作取得了巨大成績:(1)對頂板來壓規律和底板破壞規律心中有數;;(2)對支柱性能和支撐能力心中有數。在此基礎上對全省煤礦主采煤層進行了頂底板分類,采取了針對性 管理 技術 措施,進行了大量的支護改革,1990年以來,全省杜絕了大冒頂垮麵特大事故,零打碎敲頂板事故大幅度下降,全省頂板事故下降30%。但是,2000年以來,全省煤礦重大頂板事故時有發生,零打碎敲頂板事故也頻繁發生,頂板事故上升到占全部事故的50%左右;;2001年全省煤礦原煤死亡165人,其中,頂板事幫死亡58人,占35 % ;2002年全省煤礦原煤死亡104人,其中,頂板事故死亡53人,占51 % ;2003年全省煤礦原煤死亡97人,其中,頂板事故死亡27人,占27 .8 % ,2004年全省煤礦原煤死亡49人,其中,頂板事故死亡18人,占36 .7%。
2 .1頂板事故分析
(1)發生時間:早班占34.8%,中班占26.1%,夜班占39.1%。夜班事故較多的原因,主要是工人休息不好,精力不集中,容易忽視工程質量;另外,礦領導夜班下井少,放鬆了 安全 管理和安全檢查。
(2)頂板條件:砂岩等堅硬頂板比較完整,容易麻痹大意,事故占全部頂板事故的53.6%;泥、碳質頁岩等較碎頂板,因易發生漏冒頂事故而引起重視,因此,事故僅占6%。
(3)發生地點:采煤麵上下端頭、出口是頂板事故多發地點,此處是支承壓力疊加區,當前移運輸機頭、機尾時造成大麵積空頂,加之平時支護密度小,特殊支護質量差,造成的冒頂事故占20%。
(4)發生工序:
①放炮:采煤工作麵放炮後或采煤機過後支護不及時,長時間大麵積空頂擂煤,此時測定的頂板下沉速度是日常的3倍以上,極易發生離層冒頂,頂板事故占37%以上。
②回柱:采煤工作麵回撤支柱,頂板活動加劇,頂板下沉速度是日常的10倍,頂板極易跟下傷人,頂板事故占32%。
(5)支護強度低:采煤工作麵90%的頂板事故是由於支柱初撐力低,底板軟支柱鑽底,支護強度底,造成頂板下沉、離層、冒落。
(6)地質構造:采煤工作麵因過斷層,過老酮子,煤層條件、頂底板岩石性質發生變化,沒有及時采取特殊支護 措施,發生冒頂事故占11 .7 %。
(7)掘進工作麵:掘進放炮後的頂板下沉速度是距迎頭2m以外的2倍,不使用前探梁,空頂作業,前十架棚不聯鎖加固,造成片幫冒頂事故。
(8)巷道交叉點三叉門、四叉門處,支承壓力疊加,空頂麵積大,不使用雙抬棚加強支護,造成片幫冒頂事故。
(9)整修巷道:不先進行加固支護,不先支後回,造成片幫冒頂事故。
(10)衝擊地壓:衝擊地壓發生主要與礦井的開采深度、煤岩物理力學性質、采掘工藝及其它誘發因素有關。山東省從1966年到2004年共發生破壞性衝擊地壓229次,死亡23人,重傷44人。
2 .2現場實用頂板管理 技術措施
(1)采煤工作麵主要抓好“二個質量,三個環節”
二個質量:①支柱(架)的質量,必須按規定定期檢修、試壓,確保零部件完好;使用木支柱,材質必須符合規定要求;②支設質量,支柱必須迎山有力,按規定支設整齊、穩固、接實頂、底板。三個環節:①泵站壓力,單體液壓支柱必須達18MPa,乳化液濃度1-2%;綜采支架必須達30 MPa,乳化液濃度3-5%。 ②底板鬆軟,要穿鐵柱鞋,支柱鑽底不得超過10cm;③每班必須進行二次(多次)補液。升柱時,若活柱一觸頂即停止注液,初撐力僅達55kN/根。因此支柱注液時,活柱觸頂後應繼續注5s。
(2)正確使用采煤工作麵四種特殊支護
①端頭出口支護:使用一梁三柱的四對八根長鋼梁或雙楔梁,必須成對、交替、邁步支護;石灰岩頂板,端頭支護密度要大於工作麵的支護密度;綜采工作麵要使用端頭支架。
②貼幫支護:主要是支護要及時,防止機炮道頂板下沉、離層和煤壁片幫。現場實測,砂岩頂板的允許下沉值為150-200 mm,允許懸露時間為40-60 min,泥岩、碳質頁岩頂板的允許下沉值為160-190 mm,允許懸露時間為30 min。
③切頂支護:應使用戧柱、戧棚或叢柱加強支護,盡量不使用木垛,因其抗壓能力僅 120kN,抗推力僅20kN。
必留前支護:在上下平巷的原支護下,使用兩排支柱、頂梁支護,高度綜采不低於1 .8m,其它不低於1 .6m;初撐力不小於50kN,超前支護範圍:根據實測,砂岩頂板為30-40m,石灰岩頂板為18-25m,泥碳質頁岩頂板為13-20m ,“三軟煤層”為80-100m。采煤工作麵後方支承壓力帶一般在30-50m,其劇烈影響區在8-25m,穩壓區在50-130m。
(3)重點抓好采煤工作麵初次放頂
①從開切眼推進開始,要組織各業務部門根據現場實際,製定初次放頂特殊措施,落實責任,並抓好措施落實,實行調度牌板重點管理,直至初次放頂結束。
②在采煤工作麵內和上下平巷設觀測點,使用頂板動態儀觀測超前支承壓力變化情況,結合礦壓顯現進行綜合預測預報,嚴防發生初次來壓垮麵冒頂事故。
(4)認真做好作業 01manbetx 的編製和實施
①抓好十個環節: 01manbetx 編製、會簽審批、傳達學習、工人簽字、工人考試、學習補考、成績登記、現場實施、定期複查、修改補充。
2及日寸補充十種特殊措施:初次來壓、采場收尾、斷層構造、開采煤柱、偽頂開采、過破碎帶、過老巷道、過老空區、過冒頂區。
(5)巷道頂板管理
①推廣應用光爆錨噴和“三小”技術:山東省1976年開始光爆錨噴,目前已從全岩巷道發展到全煤巷道、從硬岩巷道發展到軟岩巷道、從靜壓巷道發展到動壓巷道;支護材料從錨杆到錨網、錨W鋼帶、錨梯形鋼筋梁等並推廣應用了小鑽頭(Φ32mm)、小錨杆((Φ27mm)、小藥卷(Φ27mm乳化炸藥)。
②巷道穩定狀況及錨杆長度確定:巷道頂板為泥頁岩,距迎頭30m以外趨於穩定狀態,其鬆動範圍為0.5-1 .2m;巷道頂板為泥碳質頁岩,鬆動範圍為1 .2-2 .0 m;巷道頂板為石灰岩,距迎頭70m以外趨於穩定,其鬆動範圍為0.4m;巷道頂板為砂岩,距迎頭10m以外趨於穩定,其鬆動範圍為1.0-1 .2m。無論何種錨噴巷道,錨杆的錨固力均應達到20-40kN。
③前探梁的使用:巷道掘進迎頭,除堅硬岩石、石灰岩頂板外,都必須使用前探梁;前探梁的材料有鋼管、工字鋼、輕型鋼軌等;前探梁的種類有吊掛式,一般為木棚支架使用,常用一梁二環或一梁三環;工字鋼支架一般用可調式和卡環式;拱型金屬支架一般用卡栓式;錨噴支護一般用吊環式,吊環的螺母與錨杆連接。
④沿空送巷及留設煤柱:根據觀測,采煤工作麵兩側支承壓力影響範圍為:壓力降低區為0-7m,升高區為7-30 m,所以應在采煤工作麵兩側7m以內進行沿空送巷,不可在采煤工作麵兩側7 - 30範圍內留設護巷煤柱,如必須留設護巷煤柱,應不小於30m。
2 .3支護 設計
(1)支護 設計要根據煤層地質資料,定量預計頂板運動規律和支架圍岩關係,做出針對性 設計。因此,正確確定支柱在采場的實際支撐能力和合理支護強度(亦俗稱頂板壓力)是計算合理支護密度的關鍵。
①支護 設計中,支柱實際支撐能力與支柱在采場實際工作狀況、增阻過程、支撐不均勻狀況和采煤工作麵的傾角、采高等因素有關,其計算為:
Rt=kg×kz×kb×kh×ka×R
式中:R-支柱額定工作壓力。
K-支柱阻力影響係數(見表1)
②支護強度(亦俗稱頂板壓力)的確定
支護強度的確定原則應是防止頂板發生剪切、滑動、衝擊、冒落,抑製頂板出現台階下沉、破碎、離層、衝擊載荷。
可根據以下三種方法結合現場實際確定:
A)可采用經驗公式計算支護強度
Pt=(4-8)×h×r ( t/m²)
式中:h-采高(m)
r-頂岩容重( t/ m³一般為2 .5)
B)采用現場礦壓實測工作麵來壓最大平均支護強度
C)可參照《山東煤礦主采煤層采煤工作麵頂底板分類 標準》結合本礦煤層頂底板實際條件確定支護強度。
③采煤工作麵合理支護密度
N=Pt/ Rt(根/m²)
式中:Pt-支護強度(( t/ m²)
Rt-支柱實際支撐能力((t/根)
(2)底板控製
據測定,底板軟,支柱鑽底,支撐力下降66%;如果墊木鞋,支柱壓入木鞋1-2cm,支撐力下降65%;加果戴木帽,活柱頂入三分之一,支撐力下降76%。因此,必須十分重視對底板進行控製,應根據底板比壓合理選擇鐵柱鞋,不使用木鞋和戴大木帽,防止支柱鑽底。
(3)合理控頂距選擇:
采煤工作麵合理控頂距確定原則,堅硬頂板適當大些,鬆軟破碎頂板適當小些,一般為3一4硐。
2 .4采煤工作麵頂底板分類
山東省在1997年,根據有關 標準,在對大量礦壓觀測資料分析、研究的基礎上,完成了《山東煤礦主采煤層采煤工作麵頂底板分類 標準》,根據山東省煤層實際條件,又重新整理成各礦區頂底板分類表,便於進行支護設計和技術管理。
(1)直接頂穩定性的分類指標為:岩性、厚度、初次垮落步距、綜合弱化常量、單向抗壓強度、等效抗彎能力。
按其穩定性分四類:不穩定、中等穩定、穩定、非常穩定。
(2)老頂來壓強度的分類指標為:岩性、厚度、初次垮落步距初次來壓當量。
按其初次來壓和周期來壓顯現程度分四級:來壓顯現不明顯、明顯、強烈、極強。
(3)底板穩定性分類指標為:岩性、允許底板載荷強度、允許底板剛度、允許底板單向抗壓強度。
按其抗壓入程度分五類:極軟、鬆軟、較軟、中硬、堅硬。
3結束語
“祝故多藏於隱蔽,而發於人之所忽’,,隻要認真 總結經驗,吸取教訓,分析事故發生的原因和規律,采取針對性的措施,強化責任感、使命感和緊迫感,紮實有效地抓好事故多發專業的綜合治理,認真落實事故隱患整改措施,超前預防,就一定能杜絕重特大事故的發生,實現煤礦生產的長治久安。
1山東 煤礦重特大 安全事故多發專業 03manbetx (見表1)
*:表中市、縣、鄉鎮 煤礦重特大事故為1972年到2004年統計數
從表1 03manbetx ,重特大事故多發專業:
(1)事故起數為:頂板占39%、水災占27%、瓦斯占24%。
(2)死亡人數為:頂板占17%、瓦斯占40%,水災占35 %。
2頂板重特大事故 03manbetx 及現場實用 管理 技術 措施
山東省煤礦在1980年以前,頂板事故占60%左右,垮麵、大冒頂重特大事故常有發生,究其原因,主要是“兩個不清楚”:(1)對頂板來壓規律不清楚;(2)對支柱性能及實際支撐能力不清楚。因此,有針對性的開展了“兩測”工作:(1)進行礦山壓力觀測和底板比壓測定,摸清采場上覆岩層運動規律和底板破壞規律;(2)對支柱檢修試壓和進行實際支撐能力測定。經過全省技術人員十年的艱苦努力,“兩測”工作取得了巨大成績:(1)對頂板來壓規律和底板破壞規律心中有數;;(2)對支柱性能和支撐能力心中有數。在此基礎上對全省煤礦主采煤層進行了頂底板分類,采取了針對性 管理 技術 措施,進行了大量的支護改革,1990年以來,全省杜絕了大冒頂垮麵特大事故,零打碎敲頂板事故大幅度下降,全省頂板事故下降30%。但是,2000年以來,全省煤礦重大頂板事故時有發生,零打碎敲頂板事故也頻繁發生,頂板事故上升到占全部事故的50%左右;;2001年全省煤礦原煤死亡165人,其中,頂板事幫死亡58人,占35 % ;2002年全省煤礦原煤死亡104人,其中,頂板事故死亡53人,占51 % ;2003年全省煤礦原煤死亡97人,其中,頂板事故死亡27人,占27 .8 % ,2004年全省煤礦原煤死亡49人,其中,頂板事故死亡18人,占36 .7%。
2 .1頂板事故分析
(1)發生時間:早班占34.8%,中班占26.1%,夜班占39.1%。夜班事故較多的原因,主要是工人休息不好,精力不集中,容易忽視工程質量;另外,礦領導夜班下井少,放鬆了 安全 管理和安全檢查。
(2)頂板條件:砂岩等堅硬頂板比較完整,容易麻痹大意,事故占全部頂板事故的53.6%;泥、碳質頁岩等較碎頂板,因易發生漏冒頂事故而引起重視,因此,事故僅占6%。
(3)發生地點:采煤麵上下端頭、出口是頂板事故多發地點,此處是支承壓力疊加區,當前移運輸機頭、機尾時造成大麵積空頂,加之平時支護密度小,特殊支護質量差,造成的冒頂事故占20%。
(4)發生工序:
①放炮:采煤工作麵放炮後或采煤機過後支護不及時,長時間大麵積空頂擂煤,此時測定的頂板下沉速度是日常的3倍以上,極易發生離層冒頂,頂板事故占37%以上。
②回柱:采煤工作麵回撤支柱,頂板活動加劇,頂板下沉速度是日常的10倍,頂板極易跟下傷人,頂板事故占32%。
(5)支護強度低:采煤工作麵90%的頂板事故是由於支柱初撐力低,底板軟支柱鑽底,支護強度底,造成頂板下沉、離層、冒落。
(6)地質構造:采煤工作麵因過斷層,過老酮子,煤層條件、頂底板岩石性質發生變化,沒有及時采取特殊支護 措施,發生冒頂事故占11 .7 %。
(7)掘進工作麵:掘進放炮後的頂板下沉速度是距迎頭2m以外的2倍,不使用前探梁,空頂作業,前十架棚不聯鎖加固,造成片幫冒頂事故。
(8)巷道交叉點三叉門、四叉門處,支承壓力疊加,空頂麵積大,不使用雙抬棚加強支護,造成片幫冒頂事故。
(9)整修巷道:不先進行加固支護,不先支後回,造成片幫冒頂事故。
(10)衝擊地壓:衝擊地壓發生主要與礦井的開采深度、煤岩物理力學性質、采掘工藝及其它誘發因素有關。山東省從1966年到2004年共發生破壞性衝擊地壓229次,死亡23人,重傷44人。
2 .2現場實用頂板管理 技術措施
(1)采煤工作麵主要抓好“二個質量,三個環節”
二個質量:①支柱(架)的質量,必須按規定定期檢修、試壓,確保零部件完好;使用木支柱,材質必須符合規定要求;②支設質量,支柱必須迎山有力,按規定支設整齊、穩固、接實頂、底板。三個環節:①泵站壓力,單體液壓支柱必須達18MPa,乳化液濃度1-2%;綜采支架必須達30 MPa,乳化液濃度3-5%。 ②底板鬆軟,要穿鐵柱鞋,支柱鑽底不得超過10cm;③每班必須進行二次(多次)補液。升柱時,若活柱一觸頂即停止注液,初撐力僅達55kN/根。因此支柱注液時,活柱觸頂後應繼續注5s。
(2)正確使用采煤工作麵四種特殊支護
①端頭出口支護:使用一梁三柱的四對八根長鋼梁或雙楔梁,必須成對、交替、邁步支護;石灰岩頂板,端頭支護密度要大於工作麵的支護密度;綜采工作麵要使用端頭支架。
②貼幫支護:主要是支護要及時,防止機炮道頂板下沉、離層和煤壁片幫。現場實測,砂岩頂板的允許下沉值為150-200 mm,允許懸露時間為40-60 min,泥岩、碳質頁岩頂板的允許下沉值為160-190 mm,允許懸露時間為30 min。
③切頂支護:應使用戧柱、戧棚或叢柱加強支護,盡量不使用木垛,因其抗壓能力僅 120kN,抗推力僅20kN。
必留前支護:在上下平巷的原支護下,使用兩排支柱、頂梁支護,高度綜采不低於1 .8m,其它不低於1 .6m;初撐力不小於50kN,超前支護範圍:根據實測,砂岩頂板為30-40m,石灰岩頂板為18-25m,泥碳質頁岩頂板為13-20m ,“三軟煤層”為80-100m。采煤工作麵後方支承壓力帶一般在30-50m,其劇烈影響區在8-25m,穩壓區在50-130m。
(3)重點抓好采煤工作麵初次放頂
①從開切眼推進開始,要組織各業務部門根據現場實際,製定初次放頂特殊措施,落實責任,並抓好措施落實,實行調度牌板重點管理,直至初次放頂結束。
②在采煤工作麵內和上下平巷設觀測點,使用頂板動態儀觀測超前支承壓力變化情況,結合礦壓顯現進行綜合預測預報,嚴防發生初次來壓垮麵冒頂事故。
(4)認真做好作業 01manbetx 的編製和實施
①抓好十個環節: 01manbetx 編製、會簽審批、傳達學習、工人簽字、工人考試、學習補考、成績登記、現場實施、定期複查、修改補充。
2及日寸補充十種特殊措施:初次來壓、采場收尾、斷層構造、開采煤柱、偽頂開采、過破碎帶、過老巷道、過老空區、過冒頂區。
(5)巷道頂板管理
①推廣應用光爆錨噴和“三小”技術:山東省1976年開始光爆錨噴,目前已從全岩巷道發展到全煤巷道、從硬岩巷道發展到軟岩巷道、從靜壓巷道發展到動壓巷道;支護材料從錨杆到錨網、錨W鋼帶、錨梯形鋼筋梁等並推廣應用了小鑽頭(Φ32mm)、小錨杆((Φ27mm)、小藥卷(Φ27mm乳化炸藥)。
②巷道穩定狀況及錨杆長度確定:巷道頂板為泥頁岩,距迎頭30m以外趨於穩定狀態,其鬆動範圍為0.5-1 .2m;巷道頂板為泥碳質頁岩,鬆動範圍為1 .2-2 .0 m;巷道頂板為石灰岩,距迎頭70m以外趨於穩定,其鬆動範圍為0.4m;巷道頂板為砂岩,距迎頭10m以外趨於穩定,其鬆動範圍為1.0-1 .2m。無論何種錨噴巷道,錨杆的錨固力均應達到20-40kN。
③前探梁的使用:巷道掘進迎頭,除堅硬岩石、石灰岩頂板外,都必須使用前探梁;前探梁的材料有鋼管、工字鋼、輕型鋼軌等;前探梁的種類有吊掛式,一般為木棚支架使用,常用一梁二環或一梁三環;工字鋼支架一般用可調式和卡環式;拱型金屬支架一般用卡栓式;錨噴支護一般用吊環式,吊環的螺母與錨杆連接。
④沿空送巷及留設煤柱:根據觀測,采煤工作麵兩側支承壓力影響範圍為:壓力降低區為0-7m,升高區為7-30 m,所以應在采煤工作麵兩側7m以內進行沿空送巷,不可在采煤工作麵兩側7 - 30範圍內留設護巷煤柱,如必須留設護巷煤柱,應不小於30m。
2 .3支護 設計
(1)支護 設計要根據煤層地質資料,定量預計頂板運動規律和支架圍岩關係,做出針對性 設計。因此,正確確定支柱在采場的實際支撐能力和合理支護強度(亦俗稱頂板壓力)是計算合理支護密度的關鍵。
①支護 設計中,支柱實際支撐能力與支柱在采場實際工作狀況、增阻過程、支撐不均勻狀況和采煤工作麵的傾角、采高等因素有關,其計算為:
Rt=kg×kz×kb×kh×ka×R
式中:R-支柱額定工作壓力。
K-支柱阻力影響係數(見表1)
②支護強度(亦俗稱頂板壓力)的確定
支護強度的確定原則應是防止頂板發生剪切、滑動、衝擊、冒落,抑製頂板出現台階下沉、破碎、離層、衝擊載荷。
可根據以下三種方法結合現場實際確定:
A)可采用經驗公式計算支護強度
Pt=(4-8)×h×r ( t/m²)
式中:h-采高(m)
r-頂岩容重( t/ m³一般為2 .5)
B)采用現場礦壓實測工作麵來壓最大平均支護強度
C)可參照《山東煤礦主采煤層采煤工作麵頂底板分類 標準》結合本礦煤層頂底板實際條件確定支護強度。
③采煤工作麵合理支護密度
N=Pt/ Rt(根/m²)
式中:Pt-支護強度(( t/ m²)
Rt-支柱實際支撐能力((t/根)
(2)底板控製
據測定,底板軟,支柱鑽底,支撐力下降66%;如果墊木鞋,支柱壓入木鞋1-2cm,支撐力下降65%;加果戴木帽,活柱頂入三分之一,支撐力下降76%。因此,必須十分重視對底板進行控製,應根據底板比壓合理選擇鐵柱鞋,不使用木鞋和戴大木帽,防止支柱鑽底。
(3)合理控頂距選擇:
采煤工作麵合理控頂距確定原則,堅硬頂板適當大些,鬆軟破碎頂板適當小些,一般為3一4硐。
2 .4采煤工作麵頂底板分類
山東省在1997年,根據有關 標準,在對大量礦壓觀測資料分析、研究的基礎上,完成了《山東煤礦主采煤層采煤工作麵頂底板分類 標準》,根據山東省煤層實際條件,又重新整理成各礦區頂底板分類表,便於進行支護設計和技術管理。
(1)直接頂穩定性的分類指標為:岩性、厚度、初次垮落步距、綜合弱化常量、單向抗壓強度、等效抗彎能力。
按其穩定性分四類:不穩定、中等穩定、穩定、非常穩定。
(2)老頂來壓強度的分類指標為:岩性、厚度、初次垮落步距初次來壓當量。
按其初次來壓和周期來壓顯現程度分四級:來壓顯現不明顯、明顯、強烈、極強。
(3)底板穩定性分類指標為:岩性、允許底板載荷強度、允許底板剛度、允許底板單向抗壓強度。
按其抗壓入程度分五類:極軟、鬆軟、較軟、中硬、堅硬。
3結束語
“祝故多藏於隱蔽,而發於人之所忽’,,隻要認真 總結經驗,吸取教訓,分析事故發生的原因和規律,采取針對性的措施,強化責任感、使命感和緊迫感,紮實有效地抓好事故多發專業的綜合治理,認真落實事故隱患整改措施,超前預防,就一定能杜絕重特大事故的發生,實現煤礦生產的長治久安。
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