急傾斜薄礦脈中深孔落礦爆破參數(shù)優(yōu)化*

徐 帥,彭建宇,2,李元輝,安 龍 ,鄔 金

(1.東北大學(xué)深部金屬礦山安全開采教育部重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室,遼寧 沈陽 110819;2.湖南科技大學(xué)煤礦安全開采技術(shù)湖南省重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室,湖南 湘潭 411201)

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急傾斜薄礦脈中深孔落礦爆破參數(shù)優(yōu)化*

徐 帥1,彭建宇1,2,李元輝1,安 龍1,鄔 金1

(1.東北大學(xué)深部金屬礦山安全開采教育部重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室,遼寧 沈陽 110819;2.湖南科技大學(xué)煤礦安全開采技術(shù)湖南省重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室,湖南 湘潭 411201)

依托金廠溝梁金礦中深孔落礦工業(yè)實(shí)驗(yàn)，開展急傾斜薄礦脈中深孔落礦爆破參數(shù)優(yōu)化研究。基于非線性動(dòng)力分析有限元軟件ANSYS/LS-DYNA開展多種方案的數(shù)值模擬，分析了不同爆破參數(shù)下窄礦脈爆破應(yīng)力場分布特征和窄礦脈爆破夾制作用下爆破裂隙區(qū)域的形成過程。計(jì)算結(jié)果表明，抵抗線在0.8～1.2 m范圍內(nèi)，相同孔距下自由面中心位置有效應(yīng)力峰值隨著抵抗線增大呈現(xiàn)衰減趨勢；孔距在0.9～1.6 m范圍內(nèi)，相同抵抗線應(yīng)力峰值隨孔距增大而增大，孔距增大的同時(shí)，上下盤圍巖損失程度也隨之增大。選擇孔網(wǎng)面積作為衡量依據(jù)，隨炮孔密集系數(shù)增大，有效應(yīng)力增量減緩，密集系數(shù)超過1.5后，礦石損失貧化加劇。綜合各方案模擬結(jié)果，1.0 m×1.4 m為最優(yōu)的爆破參數(shù)。將優(yōu)化結(jié)果用于現(xiàn)場實(shí)驗(yàn)，爆破后采用三維激光掃描系統(tǒng)進(jìn)行評估，實(shí)測爆區(qū)體積為設(shè)計(jì)體積的91.8%，爆破并未導(dǎo)致礦體上下盤圍巖垮落，爆破效果良好。

爆炸力學(xué)；參數(shù)優(yōu)化；ANSYS/LS-DYNA；急傾斜薄礦脈；中深孔爆破；礦巖破壞范圍

急傾斜薄礦脈在中國金屬礦床中占有較大比重，鎢、錫、黃金等貴重金屬多屬于該類礦床。因而，薄礦脈開采被認(rèn)為是貴重金屬尤其是黃金供應(yīng)的主要來源[1-2]。對急傾斜薄礦脈，長期以來采用淺孔留礦法、削壁充填法、分段礦房法、分層充填法乃至進(jìn)路充填法進(jìn)行開采，鑿巖深3～5 m，孔徑30～46 mm，屬淺孔落礦。淺孔落礦在同等結(jié)構(gòu)參數(shù)下，作業(yè)循環(huán)多，作業(yè)時(shí)間長，安全性差，生產(chǎn)能力小，嚴(yán)重制約著礦山產(chǎn)能，限制著礦山的發(fā)展。隨著中深孔鑿巖設(shè)備的出現(xiàn)，研究者們嘗試采用中深孔落礦來回采急傾斜薄礦脈[3-4]。深孔鑿巖與配套運(yùn)搬設(shè)備的應(yīng)用，增大了產(chǎn)能，減少了作業(yè)循環(huán)，改善了作業(yè)條件，增加了安全性。但中深孔回采急傾斜薄礦脈，由于礦脈狹窄，采幅小，爆破夾制作用大，爆破參數(shù)設(shè)置不當(dāng)，可能出現(xiàn)“崩不開”和“崩太開”2種情況。前者爆破參數(shù)大，爆破后遺留巖墻或巖柱，大塊多，二次破碎工作量大；后者爆破過量，極易崩落上下盤圍巖，既造成較大的炸藥消耗又造成礦石的損失與貧化。因此，開展急傾斜薄礦脈中深孔爆破參數(shù)優(yōu)化研究意義重大。

當(dāng)前爆破孔網(wǎng)參數(shù)優(yōu)化的方法主要有現(xiàn)場實(shí)驗(yàn)[5]、物理模擬[6]、數(shù)值計(jì)算3種方法。相對而言，基于ANSYS/LS-DYNA非線性動(dòng)力分析的數(shù)值計(jì)算具有經(jīng)濟(jì)、快速、易獲取數(shù)據(jù)指標(biāo)等優(yōu)勢，是當(dāng)前研究礦山爆破問題的有效手段[7-10]。本文中，依托金廠溝梁金礦急傾斜薄礦脈中深孔落礦采礦方法工業(yè)實(shí)驗(yàn)，開展中深孔落礦孔網(wǎng)參數(shù)優(yōu)化研究。

1 計(jì)算模型與參數(shù)選取

1.1 工程概況

金廠溝梁金礦18#礦脈厚0.69～3.65 m，傾角55°～75°，礦脈規(guī)則連續(xù)，屬典型的急傾斜薄礦脈。設(shè)計(jì)采用沿走向布置的中深孔落礦的無底柱分段崩落法，如圖1所示。礦塊長40 m，階段高度40 m，劃分為3個(gè)分段，分段高度為13.3 m，寬為礦體厚度。在每個(gè)分段下盤布置脈外運(yùn)輸巷道，在礦體內(nèi)部沿脈布置鑿巖巷道，在鑿巖巷道緊貼上盤脈外施工切割井，以切割井為自由面進(jìn)行拉槽，利用YGZ-90鑿巖機(jī)鉆鑿上向平行炮孔，雙向后退式回采。爆破下來的礦石，在第一分段預(yù)留當(dāng)次爆破量的50%～60%作為覆蓋層，在下分段爆破后回收。采用扒渣機(jī)輔助裝礦，人工推車出礦。

1.2 數(shù)值計(jì)算模型及方案

圖2 數(shù)值計(jì)算模型Fig.2 Numerical simulation model

中深孔落礦中抵抗線w和孔間距d是爆破參數(shù)中的2個(gè)關(guān)鍵參數(shù)。實(shí)驗(yàn)中設(shè)計(jì)炮孔長度為12 m，直徑為0.06 m，長度遠(yuǎn)大于直徑，故將模型簡化為平面應(yīng)變問題[8]。數(shù)值計(jì)算模型如圖2所示，x方向長5 m，y方向長6 m，z方向長0.01 m，礦體、上下盤圍巖各2 m厚。切割井x方向長1 m，y方向長2 m。依據(jù)礦山生產(chǎn)經(jīng)驗(yàn)，平行深孔爆破時(shí)w取值一般為1.2～1.6 m。考慮狹窄礦體爆破的夾制作用大，w取值為0.8～1.2 m。礦體寬度為2 m，鑿巖設(shè)備工作時(shí)距離上下盤所需最小距離為0.2 m，因此d最大值為1.6 m。爆破設(shè)計(jì)炮孔密集系數(shù)m>1，w最小值為0.8 m，故d的最小取值為0.9 m。因此，進(jìn)行數(shù)值模擬時(shí)d的取值范圍為0.9～1.6 m，w的取值范圍為0.8～1.2 m。爆破參數(shù)計(jì)算方案為：w=0.8,0.9,0.95,1.0,1.1,1.2 m;d=0.9,1.0,1.2,1.3,1.4,1.6 m;共進(jìn)行36個(gè)方案的數(shù)值計(jì)算。

1.3 材料參數(shù)

1.3.1 巖體材料模型及破壞準(zhǔn)則

采用塑性隨動(dòng)硬化模型(MAT_PLASTIC_KINEMATIC)來描述巖體的本構(gòu)關(guān)系，該模型考慮巖石材料的彈塑性、應(yīng)變率效應(yīng)等性質(zhì)，文獻(xiàn)[7-10]證明采用該模型描述巖體的本構(gòu)關(guān)系是適合的。巖體力學(xué)參數(shù)通過室內(nèi)實(shí)驗(yàn)和現(xiàn)場實(shí)驗(yàn)折減后為：密度，2.7 kg/m3；彈性模量，61 GPa；泊松比，0.23；屈服強(qiáng)度，75 MPa；切線模量，2.0 GPa。

數(shù)值模擬時(shí)，采用MAT_ADD_EROSION關(guān)鍵字定義破壞準(zhǔn)則，該關(guān)鍵字對數(shù)值分析中采用的材料模型，可以確定多種破壞標(biāo)準(zhǔn)，包括應(yīng)力標(biāo)準(zhǔn)、應(yīng)變標(biāo)準(zhǔn)及失效時(shí)間等[11]。巖石材料達(dá)到關(guān)鍵字中設(shè)定的強(qiáng)度標(biāo)準(zhǔn)就會(huì)失效進(jìn)而自動(dòng)刪除，在破壞區(qū)中出現(xiàn)裂縫，形成壓碎區(qū)域、裂隙區(qū)域。

1.3.2 炸藥材料

對炸藥采用MAT_HIGH_EXPLOSIVE_BURN材料模型,對爆炸過程中壓力和比容的關(guān)系采用JWL方程描述，采用該狀態(tài)方程能夠較好地描述爆轟產(chǎn)物的膨脹驅(qū)動(dòng)過程[12-13]。炸藥材料參數(shù)為：密度，1.1 t/m3；爆速，4.5 km/s；A，214.4 GPa；B，0.182 GPa；R1，4.2；R2，0.9；ω，0.15；E0，4.192 GPa。

1.4 屈服準(zhǔn)則

在基于ANSYS/LS-DYNA非線性動(dòng)力分析的數(shù)值計(jì)算中，判別單元屈服的準(zhǔn)則為Mises屈服條件。Mises屈服條件(畸變能條件)，假設(shè)當(dāng)物體內(nèi)某一點(diǎn)的應(yīng)力狀態(tài)對應(yīng)的畸變能達(dá)到某一極限數(shù)值時(shí)，該點(diǎn)便屈服。當(dāng)?shù)刃?yīng)力達(dá)到簡單拉伸的屈服極限時(shí)，材料開始進(jìn)入塑性狀態(tài)。文獻(xiàn)[9-10]中證明Mises屈服條件更接近實(shí)驗(yàn)結(jié)果。

2 數(shù)值計(jì)算結(jié)果及分析

2.1 窄礦脈爆破應(yīng)力波分布特征

炸藥爆炸瞬間形成極強(qiáng)的沖擊波，并瞬即作用在巖石上，沖擊波壓力遠(yuǎn)高于巖石的動(dòng)態(tài)抗壓強(qiáng)度，因此藥包周圍巖石被壓碎形成壓碎區(qū)。沖擊波衰減十分迅速，因此藥包周邊形成壓碎區(qū)范圍較小，但是此過程消耗了沖擊波的大部分能量，使得沖擊波衰減成應(yīng)力波。應(yīng)力波在巖石中產(chǎn)生徑向及切向拉應(yīng)力，當(dāng)拉應(yīng)力高于巖石的動(dòng)態(tài)抗拉強(qiáng)度時(shí)，該處巖石被拉斷，進(jìn)而在壓碎區(qū)外圍形成裂隙區(qū)。本文中將模擬形成裂隙的最外圍連通區(qū)域作為爆破破壞范圍，并用黑線圈出。

圖3顯示了w×d為1 m×1.2 m的爆破參數(shù)下爆破破巖的基本過程，其余方案與此類似。炸藥起爆后，在爆炸沖擊波的作用下巖體出現(xiàn)了壓縮粉碎區(qū)，如圖3(a)所示，半徑約為藥包半徑的3.6倍；之后，沖擊波衰減為應(yīng)力波，并在壓碎區(qū)外圍形成了徑向裂隙；隨后，兩炮孔應(yīng)力波開始疊加，疊加波峰值波形呈“<”、“>”型向兩側(cè)傳播。圖3(a)顯示0.28 ms時(shí)自由面附近巖體在反射拉伸波(圖中自由面附近深藍(lán)色部分)作用下出現(xiàn)層裂狀破壞，并可以清晰地看到反射波呈現(xiàn)出不對稱現(xiàn)象，說明礦體上下盤的存在限制了反射波向自由面兩側(cè)方向發(fā)展，2個(gè)反射波向自由面中心方向靠攏，爆破應(yīng)力波的能量被有限自由面約束在礦巖內(nèi)部，此部分能量用于破碎礦巖，其余能量將向巖體深處繼續(xù)傳播，造成了能量浪費(fèi)。圖3(b)顯示0.4 ms時(shí)入射波和反射波分別在炮孔周圍及自由面附近形成了2個(gè)較明顯的裂隙區(qū)域。由圖3(c)可以看出，2.0 ms時(shí)2個(gè)裂隙區(qū)域已經(jīng)貫通，并且2.0 ms后高應(yīng)力區(qū)主要集中在爆破裂隙區(qū)域周圍；圖3(d)顯示9.0 ms時(shí)巖體裂隙得到了進(jìn)一步擴(kuò)展。由此可見，窄礦脈爆破時(shí)，有限自由空間的存在，限制了發(fā)生應(yīng)力波反射的空間，造成應(yīng)力波能量不能夠得到充分利用，繼續(xù)向深部擴(kuò)散而造成能量的損失。因此，同等爆破條件下，窄礦脈爆破的炸藥單耗要大于中厚礦體的爆破。

圖3 爆破破巖過程Fig.3 The process of rock breaking

2.2 爆破參數(shù)優(yōu)化

2.2.1 孔網(wǎng)參數(shù)對爆破效果的影響

圖4 不同孔網(wǎng)參數(shù)下關(guān)鍵單元應(yīng)力變化Fig.4 Stress changes of key elements under different hole pattern parameters

選取自由面(切割井)中點(diǎn)處單元作為關(guān)鍵單元，記錄其有效應(yīng)力峰值σ。不同孔網(wǎng)參數(shù)的模擬方案對應(yīng)的應(yīng)力分布如圖4所示。由圖4可知，孔距為1.2 m，w為0.8、0.9、1.0和1.2 m時(shí)，所選單元應(yīng)力峰值分別為75.92、61.78、58.75和33.00 MPa，相對于0.8 m抵抗線，關(guān)鍵單元應(yīng)力峰值分別下降19%、23%和57%。同理，孔距為1.3、1.4和1.6 m時(shí)，均呈現(xiàn)該現(xiàn)象。由此可見，在相同孔距的情況下，隨抵抗線的增大，應(yīng)力波峰值強(qiáng)度呈現(xiàn)衰減趨勢。抵抗線為1.0 m，孔距為1.2～1.6 m時(shí)，所選單元應(yīng)力峰值分別為51.30、62.84、71.60和75.76 MPa，增大的比例分別為22%、14%和5%。抵抗線取0.9～1.2 m其他數(shù)值，同樣呈現(xiàn)該現(xiàn)象。因此，相同抵抗線，在1.2～1.6 m孔距下，隨孔距增大關(guān)鍵單元的有效應(yīng)力隨之增大。

綜合以上分析，孔距和抵抗線一個(gè)為增函數(shù)，一個(gè)為減函數(shù)，在孔距與抵抗線間應(yīng)該存在一個(gè)最佳匹配，能夠在關(guān)鍵點(diǎn)獲得最大的峰值應(yīng)力。

為了驗(yàn)證以上結(jié)論,以不同爆破方案對應(yīng)裂隙擴(kuò)展規(guī)律及上下盤損傷情況來說明孔網(wǎng)參數(shù)對爆破效果的影響。不同方案爆破模擬結(jié)果如圖5所示。

圖5 不同方案爆破模擬效果Fig.5 Blasting effects simulated with different cases

圖5(a)中w為1.0和1.1 m時(shí)，炮孔周圍裂隙與自由面附近的層狀裂隙均已經(jīng)貫通。但w為1.1 m時(shí)，礦體靠近上下盤圍巖處未產(chǎn)生裂隙，說明該處未完全爆開，在生產(chǎn)實(shí)際中極易造成該位置礦石的損失。w為1.2 m時(shí)，炮孔周圍的裂隙與自由面附近的層狀裂隙均未貫通，說明礦體沒有爆開。因此，d=1.2 m時(shí)，w取1.0 m較合理。

根據(jù)爆破有效應(yīng)力隨孔距增大而增大，在w=1 m，d=1.4,1.6 m時(shí)，爆破有效應(yīng)力增大，爆破效果將更好。圖5(b)、(c)證明了該現(xiàn)象。但模擬結(jié)果顯示，隨著孔距的增大，對上下盤的損傷也在增大，如圖5(b)、(c)中的紅線區(qū)域所示。

由此可見，增大孔距在增加爆破有效應(yīng)力的同時(shí)，也增加了對上下盤圍巖的損傷程度。因此，勢必存在一個(gè)合理的孔距，既能充分破巖，又不損傷上下盤圍巖。以該原則為指導(dǎo)，對比各方案，孔網(wǎng)參數(shù)為1.4 m×1 m的爆破方案為最優(yōu)方案。

2.2.2 炮孔密集系數(shù)對爆破效果的影響

炮孔密集系數(shù)m和炮孔孔網(wǎng)面積S是爆破設(shè)計(jì)中2個(gè)常用的指標(biāo),其與抵抗線w和孔底距d之間滿足S=dw,m=d/w,可以推出:

(1)

式(1)顯示，S一定時(shí)，d隨m的增大而增大，w隨m的增大而減小。因此，分析了36個(gè)方案中S相同的方案，分析其隨m增大的爆破效果，計(jì)算結(jié)果見表1和圖6。

由圖6可以看出，相同孔網(wǎng)面積下隨m增大，有效應(yīng)力增量均增加，但增速均減緩。因此，增大m，即增大d，減小w的布孔方案，有利于應(yīng)力波強(qiáng)度的增長。但是當(dāng)m大于1.5時(shí)，繼續(xù)增大m，應(yīng)力峰值增長趨于緩慢。同時(shí)，增大的m意味著不斷擴(kuò)大的的孔距，孔距越大，意味著炮孔越靠近上下盤，則窄礦脈爆破時(shí)極易造成上下盤圍巖的崩落，造成礦石的損失貧化。

圖7模擬結(jié)果顯示相同孔網(wǎng)面積下、不同炮孔密集系數(shù)的爆破效果。圖7(a)為m為2.0、方案為0.8 m×1.6 m的模擬結(jié)果，此時(shí)炮孔周圍裂隙與自由面附近層狀裂隙在上下盤圍巖處貫通上下盤，導(dǎo)致上下盤圍巖超挖崩落。相對而言，m為1.4時(shí)，對應(yīng)1 m×1.4 m的方案中，爆破界限與礦體邊界比較吻合，既充分回收了礦石，又不損傷上下盤圍巖。

表1 炮孔密集系數(shù)對關(guān)鍵單元應(yīng)力峰值的影響Table 1 Influence of hole density coefficient on the stress peak of the key elements

因此,綜合考慮減小礦石貧化,同時(shí)能取得良好的爆破應(yīng)力峰值，最終布孔方案為1.0 m×1.4 m。

圖6 炮孔密集系數(shù)與應(yīng)力峰值關(guān)系Fig.6 Relationship between stress peak and bore hole density coefficient

圖7 密集系數(shù)為2和1.4時(shí)的爆破效果Fig.7 Blasting effects of bore hole density coefficients 2 and 1.4

圖8 現(xiàn)場炮孔布置圖Fig.8 Layout of field drilling holes

3 工業(yè)實(shí)驗(yàn)

將以上研究結(jié)果應(yīng)用于工業(yè)實(shí)驗(yàn)中，以驗(yàn)證數(shù)值實(shí)驗(yàn)結(jié)果的正確性與合理性。現(xiàn)場采用“方形”布孔，炮孔平行礦體，孔距為1.4 m，最小抵抗線為1 m，孔徑為60 mm，孔深為12 m，采用2#巖石乳化炸藥，單孔裝藥量約為15.75 kg，炮孔填塞長度1.0～1.5 m，設(shè)計(jì)爆破體體積為40 m3。現(xiàn)場炮孔布置見圖8。

采用三維激光掃描系統(tǒng)對爆破后的空區(qū)形態(tài)進(jìn)行測試，來評價(jià)爆破效果,測試結(jié)果見圖9。對爆破后的空區(qū)體積進(jìn)行計(jì)算，得到實(shí)測爆破體體積為36.37 m3，礦石密度為2.7×103kg/m3，爆破礦石量98 t，炸藥單耗為0.64 kg/t。爆破后爆區(qū)形態(tài)如圖10所示，設(shè)計(jì)與實(shí)測爆破形態(tài)相符，且爆破未導(dǎo)致礦體上下盤圍巖垮落，爆破效果良好，說明該孔網(wǎng)參數(shù)比較合適。

圖9 爆破后空區(qū)掃描結(jié)果Fig.9 Gap scanning result after blasting

圖10 設(shè)計(jì)與實(shí)測爆破體橫剖面圖Fig.10 Blasting section of designed and actual zone

4 結(jié) 論

(1)狹窄礦脈爆破時(shí)，有限自由空間使爆破應(yīng)力波只有部分被反射用于破巖，其余能量流向礦巖深處，造成窄礦脈爆破的巨大夾制作用，相對于無限自由空間，同樣的爆破量，炸藥單耗較大。(2)2 m厚的狹窄礦脈爆破時(shí)，相同孔距下，自由面中心位置應(yīng)力峰值隨著抵抗線增大呈現(xiàn)衰減趨勢；孔距在0.9～1.6 m范圍內(nèi)，相同的抵抗線，應(yīng)力峰值隨孔距增大而增大。選擇孔網(wǎng)面積作為衡量依據(jù)，隨密集系數(shù)增大，有效應(yīng)力增量減緩。綜合各方案，1.0 m×1.4 m(孔間距×抵抗線)為最優(yōu)的爆破參數(shù)方案。(3)工業(yè)實(shí)驗(yàn)顯示，采用1.0 m×1.4 m的爆破孔網(wǎng)參數(shù)，設(shè)計(jì)爆破體體積為40 m3，爆破后實(shí)測爆破體體積為36.37 m3，實(shí)測爆區(qū)體積為設(shè)計(jì)的91.8%，放出礦石量為98 t，炸藥單耗為0.64 kg/t，爆破并未導(dǎo)致礦體上下盤圍巖垮落，爆破效果良好。

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(責(zé)任編輯 張凌云)

Blasting parameter optimization of medium-depth hole caving for steeply inclined thin veins

Xu Shuai1, Peng Jian-yu1,2, Li Yuan-hui1, An Long1, Wu Jin1

(1.KeyLaboratoryofMinistryofEducationonSafeMiningofDeepMetalMines,NortheasternUniversity,Shenyang110819,Liaoning,China; 2.HunanKeyLaboratoryofSafeMiningTechniqueofCoalMines,HunanUniversityofScienceandTechnology,Xiangtan411201,Hunan,China)

On the basis of the industrial experiment of medium-depth hole caving in Jinchanggouliang Gold Mine, the authers carried out the optimization research of hole pattern blasting parameters. ANSYS/LS-DYNA was used to make several schemes of numerical simulation. Then the distribution features of the blasting stress fields under different hole pattern parameters and the formation process of the fractured blasting regions under the constrained blasting effect of narrow vein were obtained. The results show that when the resistance line is between 0.8 and 1.2 m, under the same hole spacing, the effective stress peak of the central free surface decreases with the increasing resistance line; when the hole spacing is between 0.9 and 1.6 m, it increases with the rising hole spacing under the same resistance line. As the bore hole density coefficient increases, the stress increments slow down, and the ore loss and dilution aggravate, if the bore hole density coefficient is more than 1.5. Comparison of all the schemes displays that the 1.0 m×1.4 m hole pattern parameter is the best. After employing the optimization results for the field experiment and with the CMS evaluating the blasting effect, the actual blasting zone volume covers 91.8% of the designed volume. The blast, with sound effect, did not cause the top and bottom side wall orebody to cave.

mechanics of explosion; parameter optimization; ANSYS/LS-DYNA; steeply-inclined thin veins; medium-depth hole blasting; destruction region of ore-rock

10.11883/1001-1455(2015)05-0682-07

2014-03-11；

2015-07-09

國家自然科學(xué)基金項(xiàng)目(51204031,51274055);國家科技支撐計(jì)劃項(xiàng)目(2013BAB02B03);教育部基本科研項(xiàng)目(N130401007);煤礦安全開采技術(shù)湖南省重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室開放基金項(xiàng)目(201302)

徐 帥(1981— )，男，博士,副教授; 通訊作者： 彭建宇,810855404@qq.com。

O389 國標(biāo)學(xué)科代碼： 1303520

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