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        刀把式工作面切眼對(duì)接階段煤體采動(dòng)應(yīng)力分布規(guī)律研究

        2023-12-29 08:58:42惠鈺博趙龍剛劉建康邵林林王帥賓
        煤礦安全 2023年12期
        關(guān)鍵詞:刀把煤壁應(yīng)力場(chǎng)

        張 盛 ,惠鈺博 ,趙龍剛 ,劉建康 ,邵林林 ,王帥賓

        (1.河南理工大學(xué) 能源科學(xué)與工程學(xué)院,河南 焦作 454000;2.河南永錦能源有限公司 云蓋山煤礦二礦,河南 禹州 461670)

        煤層開采過程中受地質(zhì)構(gòu)造、褶曲斷層、巖層產(chǎn)狀、開采規(guī)劃條件等因素的影響,為達(dá)到安全高效開采、資源合理利用的目的,合理布置巷道與切眼,綜采工作面面長(zhǎng)往往產(chǎn)生改變形成刀把式工作面。刀把式工作面在我國(guó)許多礦井中都有出現(xiàn)[1-3],專家學(xué)者們對(duì)刀把式工作面應(yīng)力場(chǎng)演化規(guī)律及回采巷道圍巖破壞特征進(jìn)行了大量研究。王新豐等[4]揭示了“刀把式”工作面頂板在不同開采階段的破斷演化特征;劉暢等[5]、楊永康等[6]、劉一楊等[7]研究證明工作面來(lái)壓具有面長(zhǎng)效應(yīng),周期來(lái)壓步距變小,來(lái)壓強(qiáng)度增大;盧邦穩(wěn)等[8]對(duì)不等長(zhǎng)工作面頂?shù)装?,巷道布置監(jiān)測(cè)點(diǎn)得出工作面長(zhǎng)度的增加,煤壁前方頂?shù)装鍞_動(dòng)范圍和變形量逐漸增加;高林等[9]、寧?kù)o等[10]揭示了不同基本頂斷裂形式對(duì)巷道圍巖穩(wěn)定性的影響規(guī)律;查文華等[11]分析了基本頂斷裂線位置與關(guān)鍵塊回轉(zhuǎn)角和煤柱上覆載荷之間的關(guān)系;何文瑞等[12]研究建立了基本頂周期破斷高低位直角關(guān)鍵塊體穩(wěn)定性力學(xué)模型,揭示不同煤柱寬度條件下巷道圍巖應(yīng)力環(huán)境。

        現(xiàn)階段研究成果多集中于刀把式工作面在整體采動(dòng)過程中采場(chǎng)頂板破斷機(jī)制、應(yīng)力變化和對(duì)側(cè)向基本頂破斷結(jié)構(gòu)的研究,對(duì)雙切眼對(duì)接階段傾向工作面頂板穩(wěn)定性研究較少。短工作面回采過程中基本頂破斷,在向長(zhǎng)工作面過渡階段不僅沿走向來(lái)壓大,采動(dòng)應(yīng)力更容易引起堅(jiān)硬頂板結(jié)構(gòu)破斷失穩(wěn),造成液壓支架壓架,頂板下沉災(zāi)害等事故[13],影響工作面正常合并推進(jìn)。為此,基于云蓋山二礦23304 工作面布置3 條回采巷道形成雙切眼刀把式工作面條件,采用理論計(jì)算和數(shù)值模擬對(duì)比分析了切眼對(duì)接階段基本頂不同破斷形式以及2 號(hào)切眼煤體側(cè)向應(yīng)力分布。

        1 工作面概況

        河南永錦能源有限公司云蓋山二礦主采二1 煤層,煤層平均厚度5.14 m,傾角9°~25°,平均14°,煤體平均密度為1.4 t/m3,普氏硬度系數(shù)約為0.98,屬軟弱煤層。該煤層直接頂板為中粒砂巖,巖性堅(jiān)硬,直接底板為炭質(zhì)泥巖,巖性較軟,屬“兩軟一硬”煤層,具體地層綜合柱狀圖如圖1。

        圖1 綜合柱狀圖Fig.1 Composite column chart

        23304 工作面在規(guī)劃時(shí)布置3 條回采巷道,分1 號(hào)和2 號(hào)切眼,形成“刀把式工作面”。1 號(hào)切眼長(zhǎng)100 m,推進(jìn)距離113 m,2 號(hào)切眼位置長(zhǎng)100 m,1 號(hào)切眼工作面和2 號(hào)切眼對(duì)接合并成為1 個(gè)長(zhǎng)工作面繼續(xù)回采。23304 刀把式工作面推進(jìn)過程如圖2 ,基本頂破斷覆巖結(jié)構(gòu)如圖3。

        圖2 23304 刀把式工作面推進(jìn)過程示意圖Fig.2 Diagrams of 23304 knife handle working face advancement

        1 號(hào)切眼工作面堅(jiān)硬頂板破斷結(jié)構(gòu)演化過程如圖3(a),復(fù)雜的空間鉸接結(jié)構(gòu)可以簡(jiǎn)化為“砌體梁結(jié)構(gòu)”[14],隨著1 號(hào)切眼短工作面回采距離不斷增加,上覆較為堅(jiān)硬的中粒砂巖頂板,其懸頂距離也不斷增大。當(dāng)達(dá)到極限跨距時(shí),則發(fā)生“O-X”形頂板初次破斷,隨工作面繼續(xù)推進(jìn),頂板形成周期破斷,產(chǎn)生周期來(lái)壓,沿著工作面走向和傾向形成鉸接結(jié)構(gòu)[15-16]。

        依據(jù)工作面推進(jìn)來(lái)壓步距,認(rèn)為1 號(hào)切眼短工作面與2 號(hào)切眼對(duì)接前后20 m(推進(jìn)93~133 m)稱為刀把式工作面過渡階段。切眼對(duì)接前后頂板結(jié)構(gòu)破壞示意圖如圖3(b),進(jìn)入過渡階段后,工作面長(zhǎng)度突變,破斷裂縫發(fā)生傾向轉(zhuǎn)移,頂板出現(xiàn)延長(zhǎng)性“O-X”破斷和漂移性“O-X”破斷[17]。1 號(hào)切眼短工作面最后一次基本頂周期破斷,對(duì)接合并成長(zhǎng)工作面后繼續(xù)推進(jìn),對(duì)接處周圍一定區(qū)域(S 區(qū)域)內(nèi)煤體在采動(dòng)超前支承應(yīng)力與側(cè)向支承應(yīng)力疊加作用下,應(yīng)力集中程度大幅增加,礦山壓力變動(dòng)異常,回采空間破碎難支護(hù),此區(qū)域圍巖穩(wěn)定性是影響工作面能否正常對(duì)接推進(jìn)的關(guān)鍵因素。

        2 基本頂不同斷裂形式

        依據(jù)基本頂斷裂線與煤壁的相對(duì)位置[18-19],圖3(b)中沿工作面走向(Ⅰ-Ⅰ剖面)和傾向(Ⅱ-Ⅱ剖面)可分別將砌體梁結(jié)構(gòu)分為3 類,分別為:①a 類:頂板破斷位于煤壁前方,與煤壁距離為x0;②b 類:頂板破斷位于煤壁正上方;③c 類:頂板破斷位于采空區(qū),與煤壁距離為x0。基本頂不同斷裂位置覆巖結(jié)構(gòu)如圖4。

        圖4 基本頂不同斷裂位置覆巖結(jié)構(gòu)示意圖Fig.4 Overlying rock structure of different fracture positions of basic roof

        2.1 對(duì)接階段工作面走向支架載荷特征

        當(dāng)1 號(hào)切眼工作面推進(jìn)至2 號(hào)切眼位置,走向上基本頂發(fā)生破斷時(shí),其鉸接結(jié)構(gòu)平衡失穩(wěn),基本頂巖塊下沉對(duì)直接頂產(chǎn)生較大動(dòng)壓,進(jìn)而傳遞至綜采工作面液壓支架,造成壓架事故,影響兩切眼工作面正常合并。文獻(xiàn)[9]研究表明,當(dāng)基本頂破斷位置分別位于煤壁前方(a 類)、煤壁正上方(b 類)、采空區(qū)上方(c 類)時(shí),工作面液壓支架所受載荷由式(1)計(jì)算可得:

        式中:Q為液壓支架載荷,MPa;d為液壓支架控頂距,m;A為液壓支架寬度,m;hb為直接頂厚度,m; ρ為直接頂密度,t/m3;g為重力加速度,m/s2; λ為直接頂壓實(shí)系數(shù),GPa;n為直接頂壓實(shí)指數(shù); θ為基本頂變形回轉(zhuǎn)角,(°); θ1為直接頂下沉回轉(zhuǎn)角,(°);b為直接頂巖塊寬度,m;l為直接頂巖塊長(zhǎng)度,m。

        由式(1)可知,當(dāng)基本頂破斷位置位于煤壁前方時(shí)(a 類)或位于煤壁正上方時(shí)(b 類),最大彎矩位于煤壁前方實(shí)體煤或者煤壁正上方,極易發(fā)生破壞,容易造成基本頂關(guān)鍵塊B 整體滑落失穩(wěn),液壓支架載荷瞬間增大,造成較大的動(dòng)力災(zāi)害,對(duì)煤體和煤壁穩(wěn)定性存在一定圍巖破壞影響。但是a 類情況由于頂板受到煤體一定支承作用,下沉空間相對(duì)于b 類情況較小,同樣液壓支架載荷也較小。當(dāng)采空區(qū)上方存在天然裂隙時(shí),基本頂在采空區(qū)上方斷裂(c 類)[14],液壓支架承受載荷最小,對(duì)圍巖控制最有利且不會(huì)對(duì)工作面正?;夭稍斐蓴_動(dòng)。

        根據(jù)云蓋山二礦23304 工作面1 號(hào)切眼工作面實(shí)際情況,初次來(lái)壓步距40.5 m,周期破斷步距26~28 m,計(jì)算結(jié)果存在一定波動(dòng),得到當(dāng)1 號(hào)切眼工作面推進(jìn)113 m 至2 號(hào)切眼位置時(shí),沿走向基本頂斷裂位置位于煤壁前方與煤壁距離為5~11 m 范圍,屬a 類破斷情況。

        2.2 對(duì)接階段工作面?zhèn)认蚋矌r結(jié)構(gòu)與應(yīng)力分布特征

        在刀把式工作面切眼對(duì)接階段基本頂走向?qū)儆赼 類破斷情況的前提下,基本頂三角塊體(即側(cè)向關(guān)鍵塊B)破斷同屬a 類破斷情況,其覆巖結(jié)構(gòu)直接影響S 區(qū)域下伏煤體中側(cè)向支承應(yīng)力大小及分布范圍,進(jìn)而影響S 區(qū)域煤層頂板穩(wěn)定性;因此,明確基本頂側(cè)向關(guān)鍵塊B 破斷位置及應(yīng)力分布特征是合理加強(qiáng)S 區(qū)域工作面支護(hù)強(qiáng)度的重要條件。

        當(dāng)基本頂側(cè)向關(guān)鍵塊B 破斷位置位于煤壁前方時(shí),基于內(nèi)外應(yīng)力場(chǎng)理論[20],基本頂?shù)臄嗔押突剞D(zhuǎn)下沉,使得煤體內(nèi)部應(yīng)力再次分布,以結(jié)構(gòu)拱為界,分別為采空區(qū)側(cè)煤壁到結(jié)構(gòu)拱的內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)及結(jié)構(gòu)拱至煤體深處的外應(yīng)力場(chǎng)。內(nèi)外應(yīng)力場(chǎng)覆巖結(jié)構(gòu)模型如圖5。

        圖5 內(nèi)外應(yīng)力場(chǎng)覆巖結(jié)構(gòu)模型Fig.5 Overlying rock structure model of internal and external stress field

        內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)范圍可以由式(2)確定[21]:

        式中:x為內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)范圍,m;E0為煤體彈性模量,GPa; μ為煤體泊松比;a為 裂紋系數(shù); η為巖石碎脹系數(shù); ρ1為基本頂平均密度,t/m3;S為1 號(hào)切眼工作面長(zhǎng)度,m;hc為基本頂厚度,m;LC為1 號(hào)切眼工作面初次來(lái)壓步距,m;LB為周期來(lái)壓步距,m。

        x0為基本頂側(cè)向關(guān)鍵塊B 斷裂位置,可由極限平衡理論[16]求近似解如式(3):

        根據(jù)云蓋山二礦23304 工作面1 號(hào)切眼工作面實(shí)際情況,初次來(lái)壓步距LC=39.5 m,周期來(lái)壓步距LB= 26.5 m。其他相關(guān)參數(shù)取值如下:E0=8 GPa,hc= 6.72 m,hb=5.62 m, ρ1=2.5 t/m3,S=100 m,hm=5.5 m,Ac=1.2, φ0= 26°,c0=6.3 MPa,K=1.5,H=485 m,將上述參數(shù)代入式(2),可得,兩切眼工作面合并時(shí)頂板側(cè)向斷裂線位置x0為6.21 m,側(cè)向煤體內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)范圍x為12.91~14.43 m。側(cè)向關(guān)鍵塊B 幾何參數(shù)取值如下:x0=6.21 m,基本頂側(cè)向關(guān)鍵塊B 寬度L=LB+x0=32.71 m,基本頂側(cè)向關(guān)鍵塊B 厚度h=hc=6.72 m。

        3 基本頂側(cè)向不同斷裂位置煤體應(yīng)力變化規(guī)律

        3.1 數(shù)值模型

        建立云蓋山二礦23304 工作面傾向3DEC 三維數(shù)值模型,分別模擬短工作面最后一次周期破斷后切眼對(duì)接階段,基本頂側(cè)向關(guān)鍵塊B 在側(cè)向煤壁前方(a 類)、煤壁正上方(b 類)、采空區(qū)上方(c 類)斷裂條件下關(guān)鍵塊的運(yùn)動(dòng)及其側(cè)向煤體應(yīng)力分布變化的影響。模型尺寸為240 m×110 m×40 m,短工作面推進(jìn)27 m 至2 號(hào)切眼位置。上邊界施加荷載9.25 MPa。為防止關(guān)鍵塊B 高寬比過小,將基本頂劃分為16.3 m×6.72 m 的塊體,本構(gòu)模型采用Mohr-Coulomb 模型,模型底邊界垂直方向限制速度,左右邊界水平方向限制速度,斷裂位置分別位于煤壁前方距煤壁6 m、煤壁正上方、采空區(qū)內(nèi)距煤壁6 m,模擬所采用巖層物理力學(xué)參數(shù)見表1。

        表1 巖層物理力學(xué)參數(shù)Table 1 Physical and mechanical parameters of rock

        為有效監(jiān)測(cè)不同破斷位置下煤層頂板應(yīng)力場(chǎng)變化特征,在2 號(hào)切眼工作面走向超前5 m 位置煤層上方和直接頂上方沿側(cè)向分別布置測(cè)線1、測(cè)線2,側(cè)線布置示意圖如圖6。

        圖6 側(cè)線布置示意圖Fig.6 Schematic diagram of side line layout

        3.2 模擬結(jié)果

        走向2 號(hào)切眼后方3 m 剖面,基本頂側(cè)向關(guān)鍵塊B 不同斷裂位置垮落形態(tài)如圖7,基本頂不同斷裂位置側(cè)向應(yīng)力如圖8。

        圖8 基本頂不同斷裂位置側(cè)向應(yīng)力Fig.8 Lateral stress of different fracture positions of basic roof

        1)沿工作面傾向,基本頂在煤壁前方6 m 處發(fā)生斷裂,斷裂線內(nèi)側(cè)煤體作為基本頂砌體梁結(jié)構(gòu)的1 個(gè)支撐點(diǎn),承受關(guān)鍵塊B 回轉(zhuǎn)下沉的較大壓力而產(chǎn)生變形,煤體穩(wěn)定性降低,進(jìn)而其對(duì)頂板支撐作用下降,同時(shí),采空區(qū)內(nèi)矸石受上部巖層下沉壓實(shí),為關(guān)鍵塊B 的回轉(zhuǎn)提供另一支撐點(diǎn),下沉量相對(duì)較小。

        2)沿工作面傾向,基本頂在側(cè)向煤壁正上方發(fā)生斷裂,關(guān)鍵塊B 在自重和采動(dòng)應(yīng)力作用下整體存在無(wú)法形成鉸接結(jié)構(gòu)而切落失穩(wěn)趨勢(shì),回轉(zhuǎn)下沉量顯著增大,造成煤壁周圍煤體大變形和破壞情況加劇,頂板下沉量大,滑落失穩(wěn)的危險(xiǎn)性進(jìn)一步增加。

        3)沿工作面傾向,基本頂在采空區(qū)內(nèi)距離煤壁約6 m 處發(fā)生斷裂,關(guān)鍵塊B 回轉(zhuǎn)運(yùn)動(dòng)對(duì)側(cè)向煤體影響最小,煤體僅受直接頂?shù)妮d荷,煤體完整性相對(duì)較好,煤壁部分范圍內(nèi)圍巖發(fā)生塑性變形,整體破壞較小。

        4)隨著基本頂斷裂位置的變化,側(cè)向支承應(yīng)力也呈現(xiàn)先增加后減小的趨勢(shì),即a 類情況下測(cè)線1、測(cè)線2 的側(cè)向支承應(yīng)力峰值分別為28.59、26.93 MPa,峰值點(diǎn)距煤壁17.21 m,內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)范圍為14.31 m;到b 類情況時(shí),其2 條測(cè)線位置所監(jiān)測(cè)的側(cè)向支承應(yīng)力迅速達(dá)到峰值,分別為36.54、31.18 MPa,峰值點(diǎn)距煤壁最近,為7.2 m;c 類情況下側(cè)向支承應(yīng)力峰值分別為17.18、16.63 MPa,距煤壁10.33 m。此外,不同基本頂斷裂位置下測(cè)線2 所監(jiān)測(cè)的側(cè)向支承應(yīng)力峰值均要高于測(cè)線1,并且曲線增幅規(guī)律基本相似,這主要是由于直接頂同工作面距離更近,更容易受到工作面回采的擾動(dòng)影響。

        3.3 巖梁屬性對(duì)內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)范圍的影響分析

        由式(2)可知,沿工作面傾向基本頂a 類情況破斷時(shí),內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)范圍與巖梁參數(shù)如1 號(hào)切眼工作面長(zhǎng)度S、煤體彈性模量E0、 直接頂厚度hb、基本頂厚度hc及 周期破斷步距LB等因素相關(guān)。分析不同參數(shù)對(duì)內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)范圍的影響,能夠確定工作面?zhèn)认蚣訌?qiáng)支護(hù)范圍。巖梁屬性對(duì)內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)范圍影響計(jì)算方案見表2,巖梁屬性對(duì)內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)范圍的影響規(guī)律如圖9。

        表2 巖梁屬性對(duì)內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)范圍影響計(jì)算方案Table 2 Calculation solution of the influence of rock beam properties on the range of internal stress field

        由圖9 可知:內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)范圍與1 號(hào)切眼工作面長(zhǎng)度S、直接頂厚度hb、基本頂厚度hc及周期破斷步距LB成 線性正相關(guān)關(guān)系,與煤體彈性模量E0成線性負(fù)相關(guān)關(guān)系;其中煤體彈性模量對(duì)內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)范圍影響最大,擬合曲線斜率為2.1,煤體強(qiáng)度越低,煤體變形越大;在基本頂斷裂失穩(wěn)過程中,下沉空間增大,斷裂線位置向煤體深處轉(zhuǎn)移,在斷裂線附近形成新的結(jié)構(gòu)拱,導(dǎo)致煤體中內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)范圍增大,外應(yīng)力場(chǎng)峰值同樣也距側(cè)向煤壁越遠(yuǎn),需要加強(qiáng)支護(hù)范圍也越大;1 號(hào)切眼工作面長(zhǎng)度S對(duì)內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)范圍影響最小,擬合曲線斜率為0.14,隨著工作面長(zhǎng)度S的增加,頂板周期破斷步距相應(yīng)減小,基本頂側(cè)向懸跨距減小,使基本頂側(cè)向斷裂位置更容易向煤壁方向轉(zhuǎn)移。但由于工作面長(zhǎng)度的增加,相應(yīng)周期破斷來(lái)壓強(qiáng)度增大,導(dǎo)致應(yīng)力重新分布,形成的結(jié)構(gòu)拱向煤體深處轉(zhuǎn)移,綜合導(dǎo)致內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)范圍最小幅度增加。

        23304 刀把式工作面切眼對(duì)接階段側(cè)向煤體內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)范圍x為12.91~14.43 m,當(dāng)1 號(hào)切眼工作面回采至銜接點(diǎn)處,切眼對(duì)接期間S 區(qū)域應(yīng)力集中問題突出,工作面支架壓力較大,礦壓劇烈。因此在切眼對(duì)接期間,需采取措施加強(qiáng)銜接面周圍20 m 范圍(即S 區(qū)域)頂板支護(hù),保證工作面正常對(duì)接回采。

        當(dāng)工作面回采至對(duì)接點(diǎn)時(shí)需保證工作面支架的穩(wěn)定性,采取合理的支架對(duì)接技術(shù),使1 號(hào)切眼工作面與2 號(hào)切眼方位一致,使得投影處于同一直線,在對(duì)接處底板提前處理平整后,支架在對(duì)接處上下可以實(shí)現(xiàn)平緩過渡。現(xiàn)場(chǎng)為了有效預(yù)防煤壁出現(xiàn)片幫冒頂,在進(jìn)行回采時(shí)要盡量維護(hù)頂板完整性,通過注漿的方式治理煤壁片幫較嚴(yán)重的區(qū)域,增加煤體強(qiáng)度,減小內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)范圍,并且在S 區(qū)域頂板破碎難以支護(hù)的部分采取單體液壓支柱加強(qiáng)支護(hù)頂板的措施,實(shí)現(xiàn)回采過程支架的平穩(wěn)過渡。

        4 結(jié) 語(yǔ)

        1)工作面來(lái)壓步距影響刀把式工作面切眼合并時(shí)頂板的破裂方式和穩(wěn)定性,23304 刀把式工作面合并為長(zhǎng)工作面時(shí),屬于基本頂破斷位置位于煤壁前方的a 類破斷情況,沿走向基本頂斷裂位置位于短工作面煤壁前方5~11 m 范圍。

        2)隨著基本頂斷裂位置的變化,側(cè)向支承應(yīng)力呈現(xiàn)先增加后減小的趨勢(shì),沿傾向當(dāng)基本頂在煤壁正上方斷裂時(shí),側(cè)向支承應(yīng)力峰值為36.54 MPa,在采空區(qū)內(nèi)斷裂時(shí),峰值為17.18 MPa。

        3)23304 工作面基本頂側(cè)向關(guān)鍵塊B 斷裂位置深入煤體約6.21 m,內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)范圍約為12.91~14.43 m,工作面長(zhǎng)度、基本頂厚度、直接頂厚度等巖梁屬性對(duì)內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)范圍均表現(xiàn)為正相關(guān),煤體彈性模量對(duì)其表現(xiàn)為負(fù)相關(guān)且影響最為顯著,掌握巖梁屬性對(duì)內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)范圍影響規(guī)律,合理調(diào)整支護(hù)強(qiáng)度及范圍,有助工作面正常對(duì)接回采。

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