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探讨倾斜薄煤层机采工作面沿空留巷技术摘要：本文重点针对倾斜薄煤层集采工作面的沿空留巷技术进行了分析和研究，重点阐述了矿山压力监测工作当中监测点的设置位置以及监测频率等相关问题，从中有效提出了需要建立起观测台账，并且对整个井下的监测状况进行实时性分析。
关键词：倾斜薄煤层;机采工作而;沿空留巷技术在煤矿开采工作当中，其中超前支护巷道顶板施工是其中一个重要的工作环节，在施工过程当中需要通过锚索钢带来进行支撑，通常情况下锚索钢带之间的距离设定为1.0×1.0米，并且锚索的长度为10.0米，锚索的直径大小通常为18.0毫米。
在支护工作当中底部托盘的规格大小为250×250毫米，钢带的总长度为4.5米，在支护工作当中每一个锚索孔洞当中需要使用三个以上的固定设备，同时在固定过程当中中间锚索必须要设置在煤矿矿道的中心点区域，中间锚索和下半部分的锚索需要和顶板之间做到垂直，并且同时和上顶板的锚索之间乘82度夹角来进行操作。
1.技术措施1.1巷道补强技术在进行超前支护工作当中，依照煤矿巷道的实际高度大小来进行判断，其中单体液压支柱在进行钢铁超前支护工作当中，每一根单体支柱需要设定三根支撑住，形成“一梁三柱”的支撑形式，在纵向距离大小当中中间单体的顶端和原巷道的中心、底端、斜方向距离设定为0.5米，并且在不同的支撑柱间距大小为1.2米，单体的支撑柱在参与一些特殊区域，地质条件下在超前之后的长度设定上需要小于20米。
在煤矿巷道的回踩工作过程当中，当巷道内部的压力不断增大，必须要有效延长超前支护的具体距离，同时依照顶板的具体工作情况，有效的缩小支护距离之间的间距大小。
1.2切顶卸压技术在煤矿巷道的结构防护过程当中，需要保证聚能管直径大小和孔洞直径大小之间的匹配，管径大小必须要和孔洞直径大小相符合，以此可以达到良好的爆破工作效果。
在进行爆破过程当中，所选择的是32毫米×220毫米的乳化炸药，配备秒表延期雷管来进行爆破操作，在炮眼的间距设定和装药量的设计工作当中，必须要依照煤矿矿道内部的实际构成情况，针对炮口之间的间距以及为沿周围的平整程度进行分析，以此来保证整个煤矿碰到顶板的稳定性，在确定炮孔深度的情况下，可以在工作面当中的毛杆区域来设定，炮孔依照实际的煤矿开采工作的方向来进行推进。
B050314 缓倾斜薄煤层沿空留巷开采缓倾斜薄煤层沿空留巷开采陆军生【百色市矿产资源管理站】摘要介绍沿空留巷无煤柱开采技术在乡镇煤矿的缓倾斜薄煤层应用情况，探讨了沿空留巷在实际应用中的技术管理方法和应注意的若干技术问题。
关键词小煤矿薄煤层无煤柱开采沿空留巷的合理布置有利于提高煤炭资源的回收，减少巷道的掘进，调整采掘关系，确保矿井的安全生产，并在很大程度上提高了企业的经济效益。
这一先进技术在我国的国有煤矿中得到了广泛应用，但在地方煤矿特别是在乡镇煤矿中没有引起足够重视。
本文就沿空留巷在实际应用中的技术管理方法和应注意的若干技术问题作简要探讨。
1 概述李孟旭煤矿是个设计年产3万t的乡镇煤矿。
矿区走向长930m，倾斜宽970m，面积0.90km。
矿井地质储量96万t，可采储量47.5万t。
可采煤层为T煤，煤层平均厚度0.8m，倾角8°左右。
煤层属中灰特低硫褐煤，可作为火力发电、民用煤。
矿井属低沼气矿井，煤层极易自燃。
煤层顶板为泥岩、砂岩，底板为泥岩、砂质泥岩。
矿井水文地质条件简单，矿井涌水量正常5m/h、最大10m/h，水患威胁主要来自浅部及邻矿的老窖积水。
3322 采煤方法改革该矿1996年建井，1999年简易投产。
工作面采用房柱式开采，采完一个煤房后，任其顶板自然垮落，再开采另一个煤房。
工作面采用后退式开采，回采工作面采用木支护，不收回任其垮落，如遇到顶板压力大、易震落的地段，留煤柱保护。
经过两年的生产实践证明房柱式开采存在以下问题：①采区回采率低，资源损失严重。
采用房柱式开采，相邻两个工作面之间留有8～10m 的隔离煤柱，加上回采工作面留下的煤柱，造成采区回采率低、丢煤多，回采率仅为60%。
2年间用房柱式开采的2个工作面，煤柱损失2万多t。
②采区密闭不严易自燃发火。
由于房柱式开采留下大量的煤柱，回采后的两个工作面都引起自燃，在整治矿井火灾中不仅花费了不少的人力、物力和财力，也严重的影响了矿井的安全，造成生产不正常，在投产的两年时间里矿井的生产能力都不能达到设计标准。
（上接第105页）摘要:为了研究沿空留巷巷道围岩的稳定性及其控制技术，基于该类围岩的变形特点，分析了高应力采场巷道稳定的影响因素及破坏机理，提出了一种以预应力锚索为核心的综合锚固控制技术；最后，介绍了该综合控制技术在实施过程中应注意的几个关键问题。
关键词:软岩巷道沿空留巷巷道围岩预应力锚索综合控制技术沿空留巷技术能够实现无煤柱护巷，取消区段煤柱的应力集中现象，是提升煤炭回采率降低巷道掘进率重要手段。
目前，赵坡煤矿所开采的14层煤在123采区，为降低生产成本，采用沿空留巷技术。
在施工过程中，按照巷道变形的破坏机理，进而在一定程度上提出：沿空留巷高应力采场巷道以预应力锚索为核心的综合控制技术。
1影响沿空留巷围岩稳定性的因素通常情况下，影响沿空留巷围岩稳定性的因素主要包括：地质条件、赋存环境、工程因素三个方面的原因。
①地质条件。
通常情况下，矿岩体性质、节理裂隙发育程度、产状等共同构成相应的矿山地质条件。
对于地质条件来说，主要是矿体在成矿过程中，或者在成矿后，经过一系列的地质构造运动进而形成的产物。
②赋存环境。
通常情况下，应力环境、地下水环境和温度环境等在一定程度上共同构成巷道工程的赋存环境。
对于赋存环境来说，通常情况下需要综合考虑应力环境。
与其他隧道和水电等地下工程相比，巷道围岩的应力场有着本质的不同，主要表现在：一方面受原岩应力的影响和制约，另一方面受采场应力环境的影响。
③工程因素。
巷道断面形状、跨度，巷道形式、巷道开挖方式以及巷道的支护强度等，在一定程度上共同构成影响巷道工程稳定性构成的因素。
2沿空留巷巷道围岩的破坏机理分析巷道进行开挖后，围岩原有的平衡力状态在一定程度上会发生相应的改变，重新分布应力状态，破碎区、塑性区、弹性区等的状态出现在巷道周边围岩中。
破碎区的围岩产生碎胀变形，巷道开挖空间在一定程度上为围岩变形能量释放进一步提供了补偿空间，使得应力进一步转移到深部，进而在一定程度上重新构建新的平衡状态。
缓斜煤层沿空留巷围岩控制理论研究徐州矿务局张集煤矿 孙立亚 胡仁山 王学启摘要 建立了缓斜煤层沿空留巷巷旁支护的模型、控顶高度模型、充填体可缩量模型,分析了巷旁支护的控顶机理,并通过了实践的验证。
关键词 围岩控制 沿空留巷 巷旁支护1 沿空留巷巷旁支护的阻力确定要确定沿空留巷的支护阻力,必须研究沿空留巷与围岩的关系。
先建立其力学模型。
见图1。
由于工作面的直接顶板初次垮落步距总是大于周期垮落步距,因而,初次垮落时的沿空留巷的载荷最大。
因此,取直接顶初次垮落时的载荷最大的单位宽度(图中矩形板中部A o 、A 、B 、C 、D )作为计算单元。
用平面平衡力系对图1中各段进行求解,从下面第一层开始分析。
A ′B 段: F y =O , F A ′1-q 1L 1=O M A ′=O , 2M P 1-q 1(L 1)2/2=O A o A ′段:M Ao =O , M A o 1-M p 1-q 1(a o +a )2/2-F A ′1(a o +a )+P 1(a o +a )+M ( )=O图1 沿空留巷支护阻力计算模型(第一层)式中:q 1= 1h 1,在极限条件下,M Ao1=M P1,代入上式得:P 1(a o +a )= 1h 1(a o +a )22cos + 1h 1L 1(a o +a )-M ( )式中 M p1岩层极限弯矩; M A o 1岩层抗弯弯矩; F A ′1A ′点岩层破断产生的向下剪力; P 1切顶阻力,N /m ; q 1第一层岩层自重集度,N /m ; 1岩层容重,N /m 3 a o 巷道一侧破裂区宽度,m ; a 巷道维护宽度,m ; L 1岩层破断尺寸,m ;L 1=L ′1/cos a 煤层倾角; M ( )由 ( )产生的弯矩。
由井巷围岩的弹塑性应力分析得=(P +C ctg )[1+sin 1-sin (r R)2sin 1-sin -1] 按类似方法可得出第m 层的支护阻力计算公式:・143・矿山压力与顶板管理 1997.№3-4 m (a o +a )= m i =1 i h i (a o +a + i -1j =0h j sin ′j cos ( + ′j ))212cos + m i =1F A ′i [a 0+a + i -1j =0h j sin ′j cos ( + ′j )]+M Pm - mi =1M A oi -∫ao(a o -r )Cctg [1+sin 1-sin (r R o)2sin1-sin -1]dr图2 沿空留巷阻力计算模型(第m 层) 等号左边是沿空留巷巷旁支护阻力提供的弯矩;右边第一项是残留边界自重引起的弯矩,第二项是切顶线处受垮断岩层的剪力作用产生的弯矩,第三项是第m 层的极限弯矩,第四项是1-m 层岩层在A 点的总抗弯弯矩。
沿空留巷围岩稳定原理与控制技术⼀、技术背景1.沿空留巷的意义（1）取消区段煤柱，提⾼煤炭资源采出率；（2）少掘进1条巷道，解决采掘接替紧张的难题；（3）实现Y型通风，增加抽放采空区及下区段和邻近煤层⽡斯的场所；实现煤层群连续卸压开采。
2.国内外研究现状（1）巷旁⽀护是沿空留巷维护效果好坏的关键。
（2）传统的巷旁⽀护如矸⽯带、密集⽀柱、⽊垛等普遍存在增阻速度慢、⽀承能⼒⼩、密闭性能差、劳动强度⼤，⼒学性能与沿空留巷围岩变形不相适应等缺点（不适应裂隙带岩层取得平衡之前的强烈沉降），不利于沿空留巷，适⽤于薄及中厚煤层。
（3）⾼⽔材料具有⽀护阻⼒⼤、增阻速度快、适量可缩，巷道维护效果好，充填⼯艺及充填设备简单的优点，⽬前得到⼴泛应⽤。
⼆、沿空留巷巷旁⽀护机理1.巷旁⽀护体作⽤机理（顶板运动的阶段性）（1）巷旁⽀护体早期强度⼤、⽀护直接顶、防⽌直接顶离层，切断采空区的直接顶。
（2）⽼顶破断过程中充填体应快速达到切顶阻⼒，切断采空区侧⽼顶，减⼩巷旁⽀护体所承受的载荷。
（3）采空区顶板破断、运动稳定后，充填体维持巷道上⽅已切断岩层的平衡。
同时适应顶板整体下沉引起的“定变形”2.沿空留巷⼒学模型采空区的⽼顶沿倾斜⽅向破断形成“三⾓块⼤结构”，构成沿空留巷的上部边界。
3.巷旁⽀护体可缩量分析依靠巷旁⽀护完全阻⽌顶板下沉是很困难的，巷旁⽀护体刚性越强，其承受的载荷越⼤，往往超过其承载能⼒，发⽣严重破坏。
即：巷旁⽀护体提供的可缩量与⽀护阻⼒满⾜切断岩层的平衡。
A前苏联，b英国，c前西德鲁尔矿区三、⾼⽔材料巷旁充填沿空留巷技术⾼⽔材料：沿空留巷时体积⽐⽔占85~90%，20~30 min内凝结，100%固化，最终强度达到8。
⾼⽔材料具有突出的塑性特征，达到峰值强度后承载能⼒下降缓慢, 下降速度远⼩于混凝⼟和岩⽯材料。
1.⾼⽔材料巷旁充填沿空留巷特点（1）浓度⼩，⽔体积85~90%，⾼⽔材料⽤量少，辅助运输⼯作量⼩；远距离输送，⽔平输送距离＞ 5000m；充填设备可以放在地⾯、⼤巷或上下⼭，不影响顺槽使⽤、减少辅助运输⼯作量。
厚煤层巷道煤柱留设及沿空巷道围岩控制机理研究王志强;石磊;孙中文;李宁;蒲宇泽;崔冬雪【摘要】为确定厚煤层煤柱合理宽度问题,通过理论分析得出基本顶断裂线位置,采用数值模拟对比分析常规综放开采和错层位外错式采煤法下沿空巷道周围垂直应力分布规律.同时,在支护形式上对比错层位外错式和以往巷道单一支护.综合考虑采用错层外错式布置方式且相邻巷道错距确定为1 m,“锚网喷+锚索”联合支护下上区段沿项巷道实体煤帮和接续面沿空掘巷顶板在横纵向对沿空巷道顶煤形成支撑作用.错层位外错式采煤法确定沿空掘巷新形式,为减弱上覆岩层对巷道围岩应力有重要作用.【期刊名称】《煤矿安全》【年(卷),期】2018(049)008【总页数】5页(P48-52)【关键词】厚煤层;错层位;外错式;联合支护;煤柱;沿空巷道;围岩控制【作者】王志强;石磊;孙中文;李宁;蒲宇泽;崔冬雪【作者单位】中国矿业大学(北京)资源与安全工程学院,北京100083;放顶煤开采煤炭行业工程研究中心,北京100083;中国矿业大学(北京)资源与安全工程学院,北京100083;中国矿业大学(北京)资源与安全工程学院,北京100083;中国矿业大学(北京)资源与安全工程学院,北京100083;中国矿业大学(北京)资源与安全工程学院,北京100083;中国矿业大学(北京)资源与安全工程学院,北京100083【正文语种】中文【中图分类】TD325随着煤炭资源的开采和需求量不断增大，开采也由浅部向深部发展[1-2]，巷道侧向支承压力不断向深部延伸[3-4]。
厚煤层工作面的极限平衡区峰值10～15 m，特厚煤层极限平衡区峰值达到45～60 m[5]。
为保证接续工作面的稳定性，常把巷道布置在原岩应力区，但煤炭资源浪费大，且采空区易自燃。
为此大多数煤矿在厚煤层中采用沿空掘巷技术，巷道布置在应力减低区域[6]。
以上研究基于单一巷道进行设计支护及施工，相邻采空区倾向上基本顶的弧形三角块在侧向煤体形成的垂直支承压力，窄煤柱无法对上覆岩层起到足够的支撑作用[7-8]，造成沿空巷道变形严重。
沿空留巷围岩的失稳机理与控制技术0 引言沿空留巷技术是煤矿开采技术的一次重大技术变革。
由于完全取消了区段煤柱，不仅提高了煤炭资源的回采率，降低了巷道的掘进率，而且改善了矿井的生产条件，尤其是对于开采高瓦斯煤层的矿井而言，工作面采用沿空留巷技术为“Y”型通风方式提供了必要条件，解决了高瓦斯煤层工作面“U”型通风上隅角瓦斯积聚与超限问题[1][2]，其技术优势和经济效益显著。
沿空留巷技术自20 世纪50 年代在我国开始使用以来，各大矿区在沿空留巷技术的应用方面进行了许多的探索，积累了丰富的经验，从薄煤层到厚煤层，从缓倾斜煤层到急倾斜煤层，都有沿空留巷的成功经验。
但是，沿空巷道的矿压显现比位于煤体内的单一巷道复杂的多，除与开采深度、围岩强度、巷道跨度、支护形式等因素有关外，主要取决于采动影响。
而且目前的沿空留巷技术在支护设计思路、巷内支护、巷旁支护及理论研究方面还存在一些缺陷，使得一些矿井在应用留巷技术时没有取得预期的效果，甚至留巷失败，限制了这一技术在我国更广泛地应用[3]。
为此，本文通过分析沿空巷道围岩的破坏过程，建立老顶破断前、后的力学结构，进而根据结构的力学特点和断裂岩块的运动规律研究留巷围岩的失稳机理和控制技术，确保留巷技术的成功应用和推广。
1 沿空留巷围岩失稳机理在用垮落法开采的长壁工作面采空区，顶板运动规律是自下而上形成冒落带、裂隙带、弯曲带。
沿空巷道如同停采的工作面，其顶板活动规律与采场有不同之处，也有相同之处。
它们之间的不同点在于采场顶板随工作面推进，老顶在初次失稳后处在周期性失稳的运动状态，而沿空巷道的顶板经过运动后一直处于稳定状态；相同点在于都是处在一侧是煤体，另一侧是采空区的特殊地段，而且老顶破断后岩块形成的结构也类似[4]。
工作面回采后，原巷道将失去采空区侧煤壁的支撑，上覆岩层发生剧烈运动，老顶发生断裂并在沿空巷道上方形成“悬臂梁”结构。
由于沿空巷道处在移动盆地倾斜剖面的边缘部位，在一侧煤壁的支承条件下，老顶岩层受到拉伸与压缩作用，在煤壁上方产生裂隙，随着裂隙向下发展，“悬臂梁”老顶断裂成岩块A 和岩块B，并向下回转与早期断裂的岩块C 接触。
缓斜煤层沿空留巷围岩控制理论研究
徐州矿务局张集煤矿 孙立亚 胡仁山 王学启
摘要 建立了缓斜煤层沿空留巷巷旁支护的模型、控顶高度模型、充填体可缩量模型,分析了巷旁支护的控顶机理,并通过了实践的验证。
关键词 围岩控制 沿空留巷 巷旁支护
1 沿空留巷巷旁支护的阻力确定
要确定沿空留巷的支护阻力,必须研究沿空留巷与围岩的关系。
先建立其力学模型。
见图1。
由于工作面的直接顶板初次垮落步距总是大于周期垮落步距,因而,初次垮落时的沿空留巷的载荷最大。
因此,取直接顶初次垮落时的载荷最大的单位宽度(图中矩形板中部A o 、A 、B
、C 、D )作为计算单元。
用平面平衡力系对图1中各段进行求解,从下面第一层开始分析。
A ′B 段:E F y =O , F A ′1-q 1L 1=O E M A ′=O , 2M P 1-q 1(L 1)2
/2=O A o A ′段:
E M Ao =O , M A o 1-M p 1-q 1(a o +a )2/2-
F A ′1(a o +a )+P 1(a o +a )+M e (θ)=
O
图1 沿空留巷支护阻力计算模型(第一层)
式中:q 1=γ1h 1,在极限条件下,M Ao1=M P1,代入上式得:
P 1(a o +a )=V 1h 1(a o +a )
2
2c os T
+V 1h 1L 1(a o +a )-M e (θ)
式中 M p1岩层极限弯矩;
M A o1岩层抗弯弯矩;
F A ′1
A ′点岩层破断产生的向下剪力; P 1切顶阻力,N /m ;
q 1第一层岩层自重集度,N /m ; γ1岩层容重,N /m 3
a o 巷道一侧破裂区宽度,m ; a 巷道维护宽度,m ;
L 1岩层破断尺寸,m ;L 1=L ′1/cos a α
煤层倾角;
M σ(θ)由σ(θ)产生的弯矩。
由井巷围岩的弹塑性应力分析得
e θ=(P +C ctg )[1+sin h 1-sin h (r R
)2sin h 1-sin h -1]
按类似方法可得出第m 层的支护阻力计算公式:
·
143·矿山压力与顶板管理 1997.№3-4
m (a o +a )=E m i =1V i h i (a o +a +E i -1
j =0h j sin T ′j c os (T +T ′j ))2
12c os T +E m i =1F A ′i [a 0+a +E i -1
j =0h j sin T ′j cos (T +T ′j )
]+M Pm -E m
i =1
M Aoi -∫
a
o
(a o -r )Cctg H [
1+sin H 1-sin H (r R o
)2sin H
1-sin H -1]dr
图2 沿空留巷阻力计算模型(第m 层)
等号左边是沿空留巷巷旁支护阻力提供的弯矩;右边第一项是残留边界自重引起的弯矩,第二项是切顶线处受垮断岩层的剪力作用产生的弯矩,第三项是第m 层的极限弯矩,第四项是1-m 层岩层在A 点的总抗弯弯矩。
前三项所产生的围岩载荷要由支护阻力来平衡,而第四、五项是围岩的自承载能力。
如果巷旁支护不及时,或巷旁充填体初撑力小,造成顶板过早地沿巷道煤帮垮断,使A o 点的抗弯能力为零,即:
E m
i =1
M Aoi =0
如参数m 为冒落带岩层的极限层数,则前期临界支护阻力P 1为:
P 1=1a o +a {E m i =1V i h i [a o +a +E i -1j =0h j sin T ′j cos (T +T ′j )]2
/2cos T +E m i =1F A ′i [a o +a +E i -1
j =0h j sin T ′j cos (T +T ′j )
]+M pm -E m
i =1
M Aoi -∫
a
o
(a o -r )Cctg H [
1+sin H 1-sin H (r R
o )2sin H
1-sin H -1]dr }
后期m 层已完成切顶,则临界支护阻力P 2为P 1,式中:
E M pm =0, E m
i =1F A ′oi =0, E m
i =1
M Aoi =02 沿空留巷巷旁支护的控顶高度和可缩量的确定2.1 倾斜煤层巷旁支护控顶高度H m
类似的方法可得出倾斜煤层条件下的控顶高度
H m =
M K p -1
式中 M
采高,m ;
K p
矸石初始松散系数; 1.15～ 1.5,一般取1.25
2.2 巷旁支护充填体可缩量要求
巷旁支护充填体,只能切落一定范围的顶板岩层,对于更上位老顶的载荷,下沉是不可抗拒的,因此,巷旁支护充填体必须具有一定的可缩量S A ′α,见图3。
由图中几何关系可得
S A ′T =
(a o +a )L M K p -K p ′
K p ′-1
cos T 式中 △S
老顶断裂后采空区侧首先触矸处的下沉量,m ;
L
老顶岩梁周期断裂步距,m ;
·
144· 1997.№3-4 矿山压力与顶板管理
K p ′冒落矸石的最终松散系数,一般1.05;
图3 巷旁支护可缩量模型
3 沿空留巷巷旁支护控顶机理
巷旁支护充填体控制维护巷道顶板,关键要有足够的支护强度及时切落采空侧足够高度的顶板,使直接位于巷道上方的岩层服从控顶高度以上的老顶的倾斜下沉,同时,实现控顶载荷的转化。
(1)为了防止顶板在煤壁侧断裂,巷旁支护必须做到及时支护,从而发挥岩层的自承载能力,实现支护围岩共同承载。
(2)巷旁支护的控顶高度与采高成正比,切落顶板是分次完成的,一般需
要切落顶板高度约为4倍采高。
(3)巷旁支护充填体无法阻止老顶的倾斜,因此,充填体需要有一定的可缩量。
一般约为采高的15～20%。
4 实 例
徐州局张集煤矿1992年9月至1995年12月在9604面试验倾斜煤层沿空留巷巷旁充填支护技术,留巷300m ,取得了成功,并于1996年元月通过省煤炭总公司组织的技术鉴定。
主要地质技术参数:M= 3.0m ,C =0.6MPa ,Υ煤=30°,Υ顶板=48°,γ=24.5kN /m 3
,H =636m ,h i =2m ,α。
=20°,l i =5m ,σt =0.4M Pa ,α′
j =25°,K p ′= 1.05,K p = 1.25。
用这些参数算得前期临界支护阻力P 1= 4.72MN /m ,后期临界支护阻力P 2= 2.35MN /m 。
控制高度H max =12m ,充填体的可缩量S A ′α=580mm 。
实测得前期临界支护阻力P 1= 4.5MN /m ,后期临界支护阻力P 2= 1.81MN /m ,控顶高
度H ma x =12m ,充填体可缩量350mm 。
两者数值基本一致。
因而理论模型可作为巷旁充填支护参数设计的依据。
参 考 文 献
1 候朝炯.采准巷道矿压与支护.中国矿业大学采矿系.1988
2 郭育光,柏建标,候朝炯.沿空留巷巷旁充填体主要参数研究.中国矿业大学学报.1992.123 孙恒虎,赵炳利.沿空留巷的理论与实践.煤炭工业出版社.1993
(责任编辑 晓南)
作者简介 孙立亚,1958年7月生,副总工程师,硕士,高级工程师,1982年毕业于山东矿业学院本科,1995年毕业于中国矿业大学采矿工程研究生,现从事煤矿安全生产、技术管理工作,发表论文数十篇。
·
145·矿山压力与顶板管理 1997.№3-4 。
