深部大采高充填开采沿空留巷围岩控制机理及应用

谢生荣,张广超,何尚森,孙运江,李二鹏,杨绿刚,谢国强

(1.中国矿业大学(北京)资源与安全工程学院,北京 100083;2.冀中能源股份有限公司,河北邢台 054001;3.冀中能源股份有限公司邢东煤矿,河北邢台 054021)

深部大采高充填开采沿空留巷围岩控制机理及应用

谢生荣1,张广超1,何尚森1,孙运江1,李二鹏1,杨绿刚2,谢国强3

(1.中国矿业大学(北京)资源与安全工程学院,北京 100083;2.冀中能源股份有限公司,河北邢台 054001;3.冀中能源股份有限公司邢东煤矿,河北邢台 054021)

针对深部大采高充填开采沿空留巷支护系统损毁等矿压现象,提出了高水材料充填体性能优化、锚杆索强力联合支护和钢管混凝土组合支架的综合控制技术,并阐明其作用机制。综合多种方法研究分析不同配比方案条件下的充填体力学性能和矿压规律,得出C2组配比材料充填能较快形成稳定平衡大结构;提出降低实体煤帮高度和采用高强锚杆索形成点线面结合的支护结构体系,保障关键支承点实体煤帮稳定,以及高预应力高强锚杆索和桁架锚索系统保障留巷顶板小结构完整;研制的圆钢管混凝土组合支架具有承载能力高、抗弯性能强、塑性与韧性好以及一定让压能力和抗侧压能力等优越性,能适应深部留巷顶板大变形和提升充填体围岩支护性能。现场实践表明,采用综合控制新技术后,无明显周期来压现象,支护系统未发生弯曲损毁现象,充填体侧顶底板移近量达490 mm,实现了深部大采高沿空留巷围岩的有效控制。

充填体改性;强力联合支护;钢管混凝土支架

无煤柱沿空留巷支护技术是提高煤炭资源采出率,实现煤炭资源科学开采的关键技术之一[1]。近年来,随着煤矿巷道支护理论与技术的发展,我国学者在沿空留巷围岩控制理论与技术方面亦取得较大的进展。侯朝炯、李学华阐明了综放沿空掘巷围岩大、小结构的稳定性原理[2]。康红普等提出深部留巷支护设计原则与方案[3]。陈勇、柏建彪等开发了适应留巷阶段性围岩大变形与应力调整的巷内支护技术[4]。李迎富、华心祝等研究了关键块与留巷围岩相互作用机制[5]。张吉雄等建立了侧向压力与巷旁支护体稳定性力学模型,对密实充填采煤沿空留巷巷旁支护体的合理宽度进行了研究[6]。赵庆彪、刘长武研制出具有强力切顶、高阻让压、可缩协调等功能的组合支架[7]。薛俊华、韩昌良探讨了采高因素影响下的沿空留巷顶板应力的分布特性,提出了大采高沿空留巷围岩分位控制对策[8]。我国学者在一些深部矿井、综放以及矸石充填面等单项复杂条件进行了留巷试验探索,但对于深部大采高高水材料充填开采工作面留巷矿压规律与控制技术研究甚少。本文针对邢东煤矿特殊地质生产条件,提出了集高水材料充填体性能优化、锚杆索强力联合支护系统和钢管混凝土组合支架于一体的综合控制技术,实现深部大采高充填开采留巷围岩有效控制。

1 工程概况

邢东煤矿1126综采工作面位于-760水平一采区,埋深达800 m以上,是邢东煤矿首个高水材料充填工作面,主采2号煤层,为气肥煤类。2号煤层赋存较稳定,工作面区域煤层厚度为4.43～4.80 m,平均厚度4.7 m,煤层平均倾角9°。直接顶为5 m厚的粉砂岩,基本顶为8 m厚的细砂岩,底板为10 m厚的粉砂岩。1126大采高综采工作面采用倾斜长壁采煤法,工作面长度为60 m,平均采高为4.5 m。试验巷道为1126工作面运料巷,巷道沿2号煤层顶板掘进,初始断面为矩形,宽4.5 m,高3.6 m,回采后充填侧巷道高度为4.5 m。

2 试验留巷围岩稳定性控制机理

2.1 深部大采高充填开采留巷技术特点

研究与实践表明,密实充填开采工作面上覆岩层结构形态以完整层状岩层为主,一般不会形成普通垮落法开采的“O-X”断裂形态,亦不会出现明显周期来压现象,这表明密实充填限制了基本顶弯曲下沉中的回转变形,为工作面沿空留巷实施提供了良好的围岩环境[9]。深部大采高工作面采场围岩结构和运动规律与普通采高有着明显区别,其关键块回转空间大,当顶板移动变形达到一定程度,充填体力学性能与充填率不能有效保障基本顶处于完整层状结构时,基本顶则产生周期性破断,开采扰动剧烈,对沿空留巷支护系统的破坏性大[10],其覆岩结构形态特征如图1所示。邢东煤矿在1126大采高充填开采综采工作面运料巷用单体液压支柱组合支架进行巷旁支护。在留巷初期较好地控制了充填体变形破坏;当支架距工作面36 m时,单体液压支柱即开始出现弯曲现象(图2(a));随着支架弯曲与顶板进一步下沉,留巷围岩变形加剧,直至巷道顶板垮落失效,最终封闭了该留巷试验段(图2(b))。

图1 大采高充填开采留巷围岩结构力学模型Fig.1 Mechanical model of retaining entry surrounding rock structure in backfilling

2.2 深部大采高充填开采留巷围岩控制对策

根据深部沿空留巷支护原则[3]以及上述分析结果,提出深部大采高充填开采沿空留巷围岩控制对策:①改进采空区高水材料充填体的力学性能与充填率,提高其支撑能力,减小等价采高,降低覆岩可自由移动空间,实现深部大采高充填开采综采面无周期来压现象,减弱动载荷对沿空留巷围岩稳定性的影响;②巷内基本支护采用高预应力、高强度、高刚度并具有足够韧性的强力锚杆索和高预应力桁架锚索的联合支护系统,它能有效控制围岩扩容变形,抑制顶板离层与煤帮鼓出,保持围岩的完整性,为成功留巷创造基本条件[3,11-12];③采用抗弯性能较强的圆钢管混凝土支架和充填体侧钢梁压经纬网组合支架进行充填体侧巷旁支护,巷旁钢管组合支架具有一定让压能力,且具有承载力高、抗弯性能强、塑性和韧性好等优点,能较好地适应深部大采高充填开采沿空留巷围岩控制。

图2 巷道支护体破坏变形Fig.2 Failure and deformation of roadway support

3 深部大采高沿空留巷围岩控制技术

3.1 沿空留巷大结构与充填帮控制研究

本节采用改变高水材料配比提升支护性能和混合式充填法(达95%)提高充填率的技术措施,改善围岩环境,并采用充填体力学特性试验和现场矿压监测相结合的方法深入分析充填体支护性能优化对沿空留巷围岩控制的积极意义。

3.1.1 高水充填体力学性能试验

为了降低1126试验工作面充填开采成本,采取了高水材料充填体水灰比由5∶1变为6∶1的现场试验。因此,实验室制作水灰比分别为5∶1和6∶1的高水材料充填体试件,进行充填体物理力学试验。配比方案如下:A∶A-A∶B∶B-B=1∶0.15∶1∶0.01,水灰比6∶1,用C1表示;A∶A-A∶B∶B-B= 1∶0.09∶1∶0.01,水灰比为5∶1,用C2表示。A料主要由铝土矿石膏等独立炼制并复合超缓凝分散剂构成,B料由石膏、石灰和复合速凝剂构成,A-A, B-B料为A料和B料混合前分别加入的辅助小料,所占比例较小。由于高水充填材料试样强度较低,采用PVC切缝管以及70 mm×70 mm×70 mm浇筑模具浇筑,试件凝固一段试件后照片如图3所示。由图3可知,C1配比试样表面析出一层水,而C2试样无析水且未出现干燥粉末,水分吸收达到饱和状态。

图3 不同水灰比材料成形试样Fig.3 Samples composed of different water-cement ratio

试件在养护箱内养护72 h后进行试验,试验内容包括单轴压缩试验、劈裂试验和变角剪切试验。C1组配比充填体试样抗压强度、弹性模量、抗剪强度分别为315 kPa,28.4 MPa,230 kPa,而C2组配比充填体则分别为C1组配比充填体的129.5%,165.5%, 111.3%。这表明,C2组配比充填体力学性能优于C1组配比充填体,且其抗变形能力尤为突出。此外,设计了充填体施加不同侧向约束条件下的单轴试验,研究施加侧向约束对充填体力学性能的影响。侧向约束的施加方式为环形胶套束缚,束缚强度分别为1层、3层和5层,试验结果见表1。由试验结果可知,2种配比充填体在侧向约束情况下,其抗压强度显著增大,且随着约束力增大,而呈增加趋势。因此,对沿空留巷充填体进行高强度的侧向约束,能有效增加沿空留巷浅部充填体对顶板变形的控制作用。

表1 充填体力学性质试验结果Table 1 Test results of filling body mechanical property

3.1.2 充填体力学性能对覆岩运动的影响

1126充填工作面采用ZC12400/30/50型液压支架,其中前架为综采支架,后架为充填支架,3号支架为留巷侧区域支架。采用KJ216-F型顶板压力在线监测系统对C1组与C2组配比充填开采过程中采场支架工作阻力进行实时监测,监测结果如图4所示。

由图4可以看出,采空区采用C2组配比充填体(0～60 m段)时,工作面无周期来压现象;而后矿方为了降低成本,采用了C1组配比材料充填(60～120 m段),则出现了周期来压现象,但来压不明显,动载荷系数较小。

上述试验与实践表明,采用C2组配比材料充填采空区,不仅充填体自身力学性能与侧向约束条件下的力学性能均优于C1组配比材料充填体,而且实现了工作面无周期来压现象,减弱了动载荷对沿空留巷围岩稳定性的影响,较快形成稳定平衡大结构,有利于深部大采高充填开采沿空留巷围岩小结构的稳定性控制。

图4 充填工作面支架工作阻力监测结果Fig.4 Monitoring results of support working resistance in backfilling face

3.2 沿空留巷巷内强力联合支护系统

充填开采沿空留巷围岩控制的实质就是保证大、小结构的稳定[2],在形成较稳定大结构的基础上,必须保证小结构的稳定。要实现留巷围岩小结构稳定就必须要保证顶板完整性及其关键支承点实体煤帮的稳定性。

3.2.1 留巷顶板关键支承点稳定性控制技术

研究与实践表明,沿空留巷实体煤帮变形受其极限平衡区范围和煤体应力分布影响很大,煤帮向巷道内水平位移值大小与煤体极限平衡区宽度成正增长关系[13]。根据弹塑性极限平衡理论,可得应力极限平衡区的宽度x0[14]为

其中,m为煤帮高度;A为侧压系数;φ0为内摩擦角;k为应力集中系数;H为埋深;γ为上覆岩层平均容重; C0为煤层界面黏聚力;Px为支护阻力。由式(1)可知,实体煤帮极限平衡区随着巷道埋深、煤帮高度、应力集中系数以及侧压系数的增大而增大,随着煤层界面黏聚力和内摩擦角的减小而增大,随着支护阻力增大而减小。邢东煤矿试验沿空留巷较之普通巷道具有原岩应力高、煤帮高度大、深部煤体软弱、应力集中系数与侧压系数大[15]的特点,在这些因素综合作用下其极限平衡区急剧增大,水平位移量亦将大幅增加。因此,深部大采高沿空留巷实体煤帮必须采用具有充分长度的高预应力高强锚索进行补强支护,尽可能使锚索锚固端位于弹性区稳定煤体内,其支护机理如图5所示。塑性破坏区煤体在支承压力和重力的作用下沿节理面滑动,对锚索产生作用力P′,分别沿锚索的轴向方向和径向方向分解为P1和P2,帮锚索则是通过轴向反作用力与径向反作用力来阻止煤帮产生破坏和变形的,因此,帮锚索提供的径向约束力阻止裂隙煤体沿结构面滑动,轴向约束力阻止煤体松动胀出。

图5 煤帮锚索作用机理Fig.5 Working mechanism of coal-side cables

据现场工程经验,确定帮锚索采用ϕ17.8 mm× 4 500 mm的19丝高强高延伸率预应力锚索,拉断载荷达400 kN,延伸率为7%;帮锚杆选用ϕ20 mm× 2 100 mm高强左旋螺纹钢锚杆,预紧力矩不得低于140 N·m。帮锚索沿水平方向用ϕ16 mm的钢筋梯子梁连续连接,与竖直方向上的锚杆钢梁系统形成纵横交错压网的点线面结合的支护结构体系,提高锚固体整体强度,阻止煤体坍塌、片帮,保证实体煤帮稳定。此外,为了进一步减小留巷实体煤帮极限平衡区范围,降低关键支承点的控制难度,提出1126运料巷煤帮侧底煤在留巷期间不再起底回收,而在将来复用时再回收,这样留巷高度就由4.5 m降低到3.6 m以下,不仅大幅降低了支护难度,而且节省了支护材料。

3.2.2 深部沿空留巷顶板组合支护技术

(1)顶板高预应力锚杆索强力支护系统。

研究表明,提高锚杆支护系统初期支护刚度、强度及预应力,能大幅改善围岩弱面的力学性质与围岩深浅部应力分布状态,有效控制围岩塑性区及破碎区发展,保持较大范围围岩的完整性[12,16]。根据邢东煤矿实际生产条件与工程经验,确定顶锚杆选用ϕ22 mm×2 400 mm高强左旋螺纹钢锚杆,预紧力矩不得低于250 N·m。顶板锚索能对沿空留巷围岩施加高压应力,与锚杆施加产生的压应力区形成骨架网状结构,进而形成浅深部连接的较大范围高稳定性围岩承载结构[12],能有效抑制顶板离层,保持在留巷顶板弯曲变形过程中的完整性。因此,单体锚索采用ϕ21.8 mm×8 500 mm的19丝高强高延伸率预应力锚索,拉断载荷达600 kN,延伸率为7%。

(2)高预应力桁架锚索支护系统。

实践表明,深部大采高充填开采沿空留巷围岩在强烈大变形作用下,顶板会向采空区充填侧发生类似于悬壁梁式的弯曲下沉变形,而这一变形使得锚杆索支护系统可能失去其应承受拉伸应力状态的最佳作用功能,而呈现出拉、剪、弯组合变形状态[17]。因此,结合桁架锚索支护系统的优越性,将其应用到沿空留巷顶板加强支护上,发挥其复向施强力、抗剪性能强、锚固点稳固与内移、力连续传递及形成闭锁结构等优越性[11,18]。高预应力桁架锚索系统不仅能使得留巷顶板在巷道断面方向形成整体,顶板受力状态良好,而且能有效阻止因留巷煤帮上方顶板断裂而产生切顶事故,还具有适应深部巷道围岩控制的“先刚后柔再刚、先抗后让再抗”的支护性能,保持支护系统有效性。顶板桁架锚索系统提供的复向高预紧力,有利于顶板煤岩体处于压应力状态,实现深部留巷支护的“先刚”和“先抗”,避免留巷顶板破碎;桁架锚索锚固点内移和锚索自身延伸率能起到让压作用,使其受力合理增加且刚度匹配良好,实现了“后柔”和“后让”;锚固点位于巷道深部三向受压岩体内,实现应力转移,且为深部留巷围岩控制的“再刚”和“再抗”提供可靠稳固的承载基础;力的连续传递性和形成的大范围闭锁结构能有效避免局部应力过大,支护系统出现损毁现象。鉴于桁架锚索具有适应深部留巷支护的诸多优点,在参数设计中,桁架锚索规格可较单体锚索相应降低,减少支护成本。因此,桁架锚索采用ϕ17.8 mm×8 500 mm的19丝高强高延伸率预应力锚索,拉断载荷400 kN,延伸率为7%。

3.3 留巷巷旁钢管混凝土组合支护系统

3.3.1 钢管混凝土支架受力分析

针对深部大采高留巷巷旁单体液压支柱承载力低、抗侧压能力弱的问题,提出采用圆钢管混凝土支架取代单体液压支柱进行巷旁协同控制。钢管混凝土支架是指在钢管中填充混凝土的支架,其工作原理可用轴心受压情况来解释,钢管混凝土支架轴心受压时钢管与混凝土的受力状态如图6所示,其中,D为混凝土柱的直径,Dc为钢管的内直径,t为钢管的厚度。

由图6可知,钢管混凝土支架在轴压N的作用下,纵向压力增大,其钢管与混凝土的纵向应力和纵向应变均增大,横向变形亦随之发生。横向变形产生的横向应变与纵向应变关系可用下式表达:

图6 轴心受压时钢管和混凝土的受力状态Fig.6 Force state of steel and concrete with stressed shaft center

其中,ε1,ε3分别为纵向应变和环向应变;μ为泊松比,下标c,s分别表示混凝土和钢管。根据材料力学理论,由式(2)和(3)可得,钢管混凝土支架在轴压作用下,初始阶段μs＞μc,则ε1s＞ε1c,钢管和混凝土各自独立发挥作用;但很快μc接近并等于μs,即μs=μc,从而ε1s=ε1c,钢管和混凝土处于变形协调阶段;之后μs＜μc,即ε1s＜ε1c,钢管横向向外变形小于混凝土,则钢管对混凝土变形起到约束作用,这种起到约束作用的力为紧箍力,用P表示,其随着纵向变形增加而增大。钢管和混凝土均处于三向应力状态,不同的是钢管在纵向应力′和径向应力均为压应力,环向应力为拉应力,而混凝土在上述3个方向上的应力σ3,σ2,σ1均为压应力。这表明钢管混凝土支架不仅承载能力大幅提高,而且在受压过程中表现出较好的弹性和塑性性能,可以避免或延缓钢管发生局部屈曲,保证其材料性能的充分发挥。

3.3.2 钢管混凝土组合支架及其作用机制

在大采高充填开采留巷过程中,综采工作面充填挡板支架推进后,采空区充填体留巷侧的应力趋于零,浅部围岩由三向应力状态调整为二向应力状态,在产生的偏差应力作用下充填体抗压强度、泊松比和抗拉强度等非固有属性恶化,围岩峰值强度和残余强度显著降低[19]。结合试验留巷围岩变形破坏特征与力学试验结果,深部大采高充填开采沿空留巷巷旁支护系统不仅要具有承载力高、抗弯性能强、塑性与韧性好等优点,还要具有一定让压能力以及抗侧压能力,以便充分发挥留巷充填体围岩的支护性能。因此,在综合上述研究成果基础上,提出了采用圆钢管混凝土组合支架进行充填体侧巷旁支护,它是指采用双圆钢管混凝土支架支护顶板的同时通过底部支点木块和顶部十字铰接顶梁控制巷旁“π”型钢梁压经纬网的组合支护方式,如图7所示。巷旁支护完成后,在顶板变形初期,钢管混凝土组合支架对顶板起主要支护作用,充填体协同控制顶板的稳定性,在此过程中钢管混凝土支架扎底让压,钢管扎底量大于混凝土扎底量,钢管混凝土支架被压缩变形,形成钢管约束混凝土结构;之后,随着大采高顶板进一步变形,充填体压缩趋于稳定,其临空界面的变形被支架“π”型钢梁压经纬网所限制,充填体受力状态被改善,此时充填体对顶板支护作用显著增强,与钢管混凝土组合支架协同控制顶板变形;当围岩变形达到一定状态后,钢管混凝土支架与充填体也都趋于稳定,两者最终形成有效的巷旁协同控制系统。

图7 钢管混凝土组合支架结构Fig.7 Combined brackets structure of steel and concrete

4 工程应用

4.1 沿空留巷支护方案与参数

结合矿方实际地质条件,在上述分析的基础上,综合多种方法研究确定1126试验留巷支护方案与参数。顶锚杆采用ϕ22 mm×2 400 mm高强锚杆,间排距700 mm×800 mm,预紧力矩不得低于250 N·m。顶锚索采用ϕ21.8 mm×8 500 mm的19丝锚索,间排距为1 250 mm×1 600 mm,其中两侧单体锚索沿走向用槽钢连接,呈迈步方式布置,中间锚索单独布置。顶板桁架锚索采用ϕ17.8 mm×8 500 mm的19丝锚索,孔深7.0 m,底部跨度为2.1 m,排距4.8 m。帮锚杆选用ϕ20 mm×2 100 mm高强左旋螺纹钢锚杆,间排距700 mm×800 mm。帮锚索采用ϕ17.8 mm× 4 500 mm的19丝高强高延伸率预应力锚索,间排距为1 050 mm×1 600 mm,呈三花眼布置。

沿空留巷巷旁钢管混凝土组合支架是在充填体侧支设两排钢管混凝土支架,钢管内径为200 mm,注入强度C40混凝土,钢管高度为4.5 m,支架间距为500 mm,排距为700 mm,内侧钢管距充填体300 mm;钢管混凝土支架上方依次为木垫板、十字铰接顶梁和直接顶;在钢管混凝土支架与钢梁底部之间加200 mm×200 mm×200 mm木块,顶板变形过程中,钢管支架先插入底板,能通过木块阻止钢梁底部位移。

4.2 沿空留巷围岩支护效果分析

为了验证沿空留巷控制效果,对留巷中部顶板、底板和两帮位移量,充填体侧顶底板移近量、充填帮变形以及钢管混凝土支架扎底量进行现场观测。观测结果表明,在工作面推进10 m时,留巷中部和充填体侧的顶底板移近量、充填帮变形以及钢管混凝土支架扎底量均较小,之后其变形量均逐渐增大。在工作面推进15～40 m内,钢管混凝土支架扎底速率较大,这表明此阶段支架对留巷顶板起主要承载作用,而在40 m之后扎底速率趋缓,此阶段起充填体逐渐起主要承载作用,降低了扎底速度,直至80 m后趋于稳定,最终扎底深度为285 mm。充填侧顶底板位移量在推进70 m后趋于稳定,达490 mm,而其他围岩位移量基本在60 m后即趋于稳定。矿压监测结果表明,1126试验留巷采用综合控制新技术后,围岩和支护系统均未发生大范围破坏与损毁现象,实现了对深井大采高充填开采沿空留巷围岩的有效控制。

5 结 论

(1)高预应力桁架锚索系统不仅能使得留巷顶板形成整体,有效控制两帮上方顶板断裂线发展,且还具有适应深部巷道围岩控制的“先刚后柔再刚、先抗后让再抗”的支护性能,其倾斜布置方式能显著降低顶板弯曲变形中的剪切作用。

(2)研制了圆钢管混凝土支架和充填体侧钢梁压经纬网的组合支架进行留巷巷旁支护,其在顶板变形过程中钢管和混凝土经历独立发挥作用、变形协调支护和钢管对混凝土约束强化3个阶段。

(3)提出了集高水材料充填体性能优化、锚杆索联合强力支护系统和钢管混凝土组合支架于一体的综合控制技术,有效改善了覆层结构形态特征与围岩应力状态,保障留巷大小结构的稳定性。

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Surrounding rock control mechanism and its application of gob-side retaining entry in deep backfilling with large mining height

XIE Sheng-rong1,ZHANG Guang-chao1,HE Shang-sen1,SUN Yun-jiang1, LI Er-peng1,YANG Lü-gang2,XIE Guo-qiang3
(1.Faculty of Resource&Safety Engineering,China University of Mining&Technology(Beijing),Beijing 100083,China;2.Jizhong Energy Group Co., Ltd.,Xingtai 054001,China;3.Xingdong Coal Mine,Jizhong Energy Group Co.,Ltd.,Xingtai 054021,China)

Based on the mining pressure phenomena,such as support system damage,that occurred in gob-side retaining entries of deep backfilling with large mining height,an integrated control technology consisting of high-water material filling body performance optimization,collaborative support system with powerful anchor and cable and combined steel-concrete brackets was put forward,and its mechanism was discussed.By means of different research methods,the mechanical performance of filling body,abutment pressure and mining pressure law were investigated with different material ratio programs.The research results show that group C2is more favor to form an integral stability balance structure of retaining entry in time.Besides,the combined point-line-surface support system composed of lower coal side height and high-strength anchor(cable)was proposed to guarantee the coal side stability that was the key support point to roof.Also,the collaborative support system with high pre-stressed and strength anchor(cable)and truss cablewas put forward to guarantee the integrity of the local structure.Furthermore,the combined brackets developed not only had advantages such as high load capacity,outstanding bending performance and plastic and toughness,but had some yield-pressure and anti-lateral pressure ability,which adapts the large deformation of deep retaining entry and improves the support performance of coal-side filling body well.With the application of integrated control technology,the field practice show that the obvious periodic mining pressure never occurred and the support system is avoided being bended and damaged.The roof-floor displacement in filling body side is almost 490 mm,which demonstrates an effective control of retaining entry surrounding rock in deep backfilling with large mining height.

changed filling body performance;powerful collaborative support;steel-concrete bracket

TD353

A

0253-9993(2014)12-2362-07

2014-01-18 责任编辑:常 琛

国家自然科学基金重点资助项目(51234005);中央高校基本科研业务费专项资金资助项目(2010QZ06)

谢生荣(1981—),男,江苏六合人,讲师,博士。Tel:010-62339153,E-mail:xsrxcq@163.com

谢生荣,张广超,何尚森,等.深部大采高充填开采沿空留巷围岩控制机理及应用[J].煤炭学报,2014,39(12):2362-2368.

10.13225/j.cnki.jccs.2014.0095

Xie Shengrong,Zhang Guangchao,He Shangsen,et al.Surrounding rock control mechanism and its application of gob-side retaining entry in deep backfilling with large mining height[J].Journal of China Coal Society,2014,39(12):2362-2368.doi:10.13225/j.cnki.jccs.2014.0095