4采煤工作面矿山压力显现规律.docx
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4采煤工作面矿山压力显现规律
第四章采煤工作面矿山压力显现规律
第一节概述
大多数情况下，矿山压力显现会给地下开采工作造成不同程度的影响。
为使矿山压力显现不至于影响正常的工作和保证生产安全，就必须采取各种技术措施加以控制。
包括对巷道及采煤工作空间进行支护、对松软煤岩体进行加固、用各种方法使巷道或采煤工作面得到卸压、用人为的方法使采空区顶板按预定要求冒落等。
此外人们对矿山压力的控制不仅在于消除和减轻对开采工作造成的危害，还包括合理地利用矿山压力的天然能量为开采工作服务。
例如，利用矿山压力的作用压酥煤体以方便落煤工作，借助采空区上覆岩层压力压实已冒落的矸石形成再生顶板等等。
所有这些人为地调节、改变和利用矿山压力作用的各种措施，叫做矿山压力控制。
简称矿压控制。
在实际生产过程中，采煤工作面常有下述一系列矿山压力现象，并习惯上用这些现象作为衡量矿山压力显现程度的指标。
（1）顶板下沉量，一般指煤壁到采空区边缘裸露的顶底板移近量。
随着工作面的推进，顶底板处于不断移近状态。
（2）顶板下沉速度，指单位时间内的顶底板移近量，以mm/h计算。
它表示顶板活动的剧烈程度。
（3）支柱变形与折损，随着顶板下沉，采煤工作面支柱受载也逐渐增加，一般可以用肉眼观察到柱帽的变形，剧烈时可以观察到支柱的折损。
（4）顶板破碎情况，常常以单位面积顶板中冒落面积所占的百分数来表示。
它是用来衡量顶板控制好坏的质量标准。
（5）局部冒顶，指采煤工作面顶板形成局部塌落，它影响采煤工作的正常进行。
（6）大面积冒顶，指采煤工作面由于顶板来压导致顶板沿工作面切落。
常常对工作面生产造成严重影响。
其它还有煤壁片帮、支柱钻底、底板臌起等一系列矿山压力现象。
第二节老顶的初次来压
直接顶初次垮落后，工作面继续向前推进，由于老顶比较坚硬，在一定范围内呈悬露状态，其四周分别由煤壁及煤柱支撑。
此时可将老顶视为一个板的结构。
但是由于采煤工作面沿倾斜方向的长度，往往大于老顶沿走向方向垮落时的跨度，因此通常将老顶视为一端由煤壁而另一端由煤柱支撑的两端固定的梁。
若老顶以上岩层的强度低于老顶岩梁时，则上覆岩层的重量将通过老顶形成的梁而传递至两端的煤壁及煤柱上。
随着工作面继续往前推进，直接顶不断垮落，老顶悬露跨度逐渐增大，直至达到极限跨度时，老顶将出现断裂，进而发生垮落。
老顶由开始破坏直至垮落常需要一定的时间，甚至在老顶垮落前的2～3d即出现顶板断裂的响声等来压预兆。
在垮落前1～2h，采空区可能发生隆隆巨响，通常煤壁片帮严重，顶板产生裂缝或掉渣，其下沉量及下沉速度明显增加。
支架载荷迅速增高。
这种老顶初次折断或垮落前后工作面的矿压显现，称为老顶的初次来压。
老顶初次垮落时，其悬露跨度L初称为老顶初次垮落步距。
该值决定于老顶岩层的岩石性质、厚度等因素。
地质构造对于老顶的初次来压也有影响，如遇到断层时，即可能减少老顶的垮落步距。
一般老顶的初次来压步距为20～35m，有的矿区可达50～70m，甚至更大。
老顶岩层达到极限悬跨度形成断裂后，并不一定立即垮落，岩块间由于互相咬合关系也可能形成平衡，如图4－1所示。
由于岩层抗拉强度较小，因而在断裂时如前所述很可能在梁的中间底部及两侧支座的上部裂开。
随岩块的转动，可能形成强大的水平挤压力，从而形成三铰拱式的平衡结构。
这种三铰拱形成的条件是：
（１）咬和点处形成的应力应小于岩块的抗压强度。
若超过该处的强度极限，就可能咬合不住，从而导致岩层的垮落。
（２）在挤压过程中要求岩层有一定的厚度，从而保证铰接点b在铰接点a、c连线之上，才能形成三铰拱式的平衡。
但岩层厚度也不能过大，否则也可能咬合不住。
（3）三铰拱两端支座处，岩块与煤壁的摩擦力要大于支座反力。
图4—1老顶岩梁断裂后形成的平衡
由于煤壁前方强大的集中应力（K
H）的影响，可能导致直接顶岩层内发生剪切破坏，从而形成预生裂隙，这会影响到采煤工作面内的顶板管理。
老顶初次来压比较突然，来压前采煤工作面上方的顶板压力较小，因而容易使人疏忽大意。
初次来压时，老顶跨度较大，影响范围也较广，工作面易出现事故，因此，在生产过程中应严加注意。
在来压期间，必须注意采煤工作面的支护质量，加强支架的支撑力，增强支架的稳定性。
一般可以采用木垛、戗柱等加强支护。
第三节老顶的周期来压
老顶初次垮落后，随着采煤工作面继续推进，工作面上方的老顶岩层将呈悬露状态（图4—2a）。
此时，上覆岩层的重量将由老顶的悬臂直接传递给煤壁，部分上覆岩层及已折断的老顶重量，将直接加在已垮落的矸石上，此时采煤工作空间处于老顶悬梁的保护之下。
当采煤工作面继续推进，老顶悬露跨度达到一定长度时，老顶在其自重及上覆岩层载荷作用下，将沿煤壁甚至在煤壁内发生折断和垮落（图4—2b）。
随着工作面的推进，老顶的这种垮落现象将周而复始地出现，而使工作面内呈现周期性的矿压显现。
这种老顶周期性折断或垮落前后工作面内的矿压显现称为老顶的周期来压。
周期来压的矿压显现有：
顶板下沉速度急剧增加、顶板下沉量急剧增大、支柱载荷增大、煤壁片帮、支柱折损、顶板发生台阶下沉等。
两次周期来压的间隔时间称来压周期。
两次周期来压期间工作面推进的距离叫做周期来压步距。
周期来压步距取决于老顶的岩性、厚度、老顶上方岩层的组成情况等因素。
周期来压步距要比初次来压步距小，一般可由下列公式计算。
L周=（
）L初（4－1）
图4—2老顶的周期来压
老顶为厚度较大的整体坚硬岩层时，周期来压步距一般较大，若老顶上方岩层系松软岩层，该松软岩层给老顶施加很大的载荷，可能使老顶的周期来压步距缩短。
当倾向或斜交断层位于预期的周期来压线之前不远处，工作面推进到断层附近时，老顶将比预期的位置提前垮落，即缩短了周期来压步距。
若断层位于预期位置后面不远处，则可能使周期来压步距稍微延长。
在周期来压期间，老顶的作用力通过直接顶作用到支架上，支架的支撑力也是通过直接顶对老顶进行控制。
因此，直接顶的完整性对控制老顶的平衡将起到重要作用。
周期来压的剧烈程度与冒落矸石充满采空区的程度有直接关系，采空区矸石冒落越严实，老顶对工作面的影响越小，反之则较大。
预防周期来压造成事故，主要是准确地利用周期来压的步距及预兆，及时采取加强支护措施。
尤其是保证支护的规格质量，保证一定的支护密度及支架稳定性。
第四节采煤工作面周围的支承压力及其分布
一、采煤工作面前方的支承压力
采掘空间附近应力增高区内的应力称为支承压力。
采煤工作面割煤使煤壁刚刚裸露时，对于坚硬煤层，其应力分布理论上如图4—3中ab曲线所示。
在煤壁上方垂直应力为最大值σmax,在煤壁深处σ2逐步减小。
但煤壁处为自由面，抗压强度较小，煤壁附近煤层产生压缩变形后，σmax便逐步向煤体深处转移（图4－3中2、3）。
煤壁深处，由于水平方向的挤压力逐渐增加，因此煤体便由单向受力状态逐步过渡到三向受力状态，其抗压强度也逐渐增加。
当工作面不断推进时，支承压力的峰值也将稳定地在煤壁深处向前移动。
支承压力的特征一般可用应力集中系数、峰值位置及支承压力范围等参数来说明。
采煤工作面前方煤体内，支承压力的分布范围，通常从工作面前方1～3m处开始，直到30～40m，甚至有时还在距煤壁约100m时即开始变形，最大应力的位置约距煤壁5～15m。
应力集中系数K为支承压力与原岩应力的比值，其变化范围一般为1.25～5.00。
二、采煤工作面后方的支承压力
根据前苏联对一个矿的测定，采煤工作面后方采空区内已冒落矸石上的应力分布情况如图4-4所示。
测定的工作面条件是：
采深163m，工作面长120m，开采第一分层，测点设在距开切眼60m处。
采深163m的原岩应力为
H=163×2.5×10-2=4.07MPa。
由曲线3可知，在工作面中部，距采煤工作面80～85m处，冒落矸石受力达到
H，至125m处达到高峰值1.31
H，而后又逐渐恢复到
H。
从煤层倾斜方向看，工作面中部测点的支承压力值为最大，其它各点的最高压力值都未达到
H。
可见通常在工作面后方冒落矸石上的压力仅能恢复到
H或比
H稍大一点的程度。
图4-3工作面前方支承压力的分布
图4-4已采空间支承压力分布曲线
图4-5工作面前后支承压力的分布
三、采煤工作面前后方支承压力的特点
采煤工作面前后方支承压力分布形态如图4-5所示。
可将其分为应力降低区、应力增高区（支承压力区）和应力不变区（原岩应力区）。
其分布特点是：
1、采煤工作面前方煤壁一端几乎支承着采煤工作空间上方裂隙带及其上覆岩层大部分重量，即工作面前方支承压力远比工作面后方支承压力大。
2、工作面煤壁及采空区垮落带是随着时间向前移动的，因而工作面前后方支承压力带也随着时间向前移动。
3、由于裂隙带内形成了以煤壁及采空区垮落带为前后支承点的拱式平衡结构，所以，采煤工作空间是处于减压带范围内。
四、采煤工作面的侧支承压力
随采煤工作面推进，除在工作面前后方产生支承压力区外，在采空区两侧煤柱或煤体中也将产生支承压力区（图4－6）。
这种支承压力在采空区上方岩层冒落稳定后逐渐趋于固定值，如工作面两端煤柱或煤体不足以抵抗此支承压力时，煤帮或煤柱将产生变形或破坏。
在此支承压力区内的巷道也将长期受到影响而难以维护。
图4－6采煤工作面的侧向支承压力
五、支承压力在煤层底板中的传递
采煤工作面采动后，承受支承压力的煤柱或煤体将把支承压力传递给底板。
底板内各点的应力大小与施力点的距离成反比，随底板岩层与煤柱之间垂直距离的增加而迅速降低。
同时应力以中心为最大，向煤柱外侧呈一定角度扩展（图4－7）。
图4－7支承压力在煤层底板中的传播
底板岩层内应力的大小与煤柱上方支承压力的大小成正比。
即与煤层的厚度、倾角、埋藏深度、顶板岩层性质、煤层的采动状况和煤柱的宽度等密切相关。
若两侧都已采动，形成支承压力叠加，则在底板内应力的传播深度和大小，均比单侧开采时大得多。
随煤柱宽度的减小，支承压力在底板内的传递深度和应力值将显著增大。
底板岩层性质，对上部煤柱的支承压力在底板内的传递范围有很大影响。
坚硬的底板岩层可使传递的应力迅速减弱，但应力向煤柱外侧的扩展角度增大。
相反，在松软的岩层内支承压力传递的深度要比在坚硬岩层内大得多，其强烈影响范围往往达到20～30m以上。
第五节影响采煤工作面矿山压力显现的主要因素
一、顶板岩层组成
1、直接顶的影响
直接顶的完整程度将直接影响工作面的安全及工作面的生产效率，而且也将影响到支护方式的选择。
直接顶的完整程度取决于两个因素：
一是岩层的力学性质；二是直接顶岩层内各种原因造成的层理和裂隙的发育情况。
直接顶岩层内各种层理或裂隙等“弱面”的存在将直接影响到直接顶在悬露时的稳定性。
我国多年来在生产实践中注意到了弱面对顶板稳定性的影响。
常常把这些弱面简称“劈”。
而其中有些“劈”的组合形式，对直接顶的稳定性影响较大。
如“人字劈”与“升斗劈”（图4－8）。
这类劈可能在顶板毫无预兆的情况下发生局部冒顶。
直接顶的稳定性还与裂隙方向和工作面推进方向之间的关系有关。
当工作面推进方向与裂隙面倾斜方向（特别是构造裂隙）一致时，常常容易造成工作面顶板较大的压力。
图4－8顶板的人字劈与升斗劈
2、老顶的影响
老顶的运动及来压强度不仅对直接顶的稳定性有直接影响，而且对确定支护强度、支架的可缩量以及选择采空区处理方法等都起着决定性的作用。
如前所述，根据老顶取得平衡的条件，在采用全部垮落法管理顶板的采煤工作面中，一般情况下，老顶的工作面顶板压力的影响主要决定于直接顶的厚度。
显然，老顶离煤层越远，即直接顶厚度越大，破断后形成平衡“结构”或呈缓慢下沉式平衡的可能性也越大。
这时来压强度也将较弱。
在直接顶很薄甚至没有直接顶时，老顶直接赋存于煤层之上时，可采用充填法或刀柱法控制顶板。
但在坚硬的顶板条件下，采用刀柱法仍难以避免老顶的大面积垮落而引起事故。
因此，目前逐步采用注水弱化顶板的控制办法。
二、采煤工作面推进速度
工作面推进速度对矿山压力的影响，主要表现为工作面推进速度对顶板下沉量的影响，及对煤壁片帮、煤壁前方支承压力的影响。
顶板下沉量随时间的延长会相应增加。
例如淮南谢一矿，当工作面以每天一循环沿走向方向推进时，离煤壁5m处的顶板下沉量平均为289.2mm。
当工作面推进速度为两天一循环时，下沉量则达到410mm。
显然，加快推进速度能够避免一些矿山压力现象。
因而有人认为：
“加快工作面推进速度，缩短循环时间，必然可以使顶板下沉量减小。
这样就可能把顶板压力甩掉”。
实际情况并非完全如此。
加快工作面推进速度只是缩短了落煤与放顶两个生产过程的时间间隔，从理论上讲，能够减小顶板下沉量。
但同时使顶板下沉速度加剧。
所以加快推进速度只能消除一部分顶板下沉量，但不会消除由于落煤、放顶剧烈影响所造成的部分顶板下沉。
只有在工作面推进速度比较缓慢的情况下，加快工作面推进速度才能使顶板下沉量明显降低，从而使支架受力减少。
但是当工作面推进速度加快到一定程度后，顶板下沉量的变化将逐渐减少。
因此，随着工作面推进速度的加快，有可能将由于时间影响而导致的工作面顶板下沉量、煤壁片帮等现象“甩掉”。
但无法把由于生产工序（即落煤与放顶）而引起的顶板下沉等矿山压力现象“甩掉”。
另外，对单体支架工作面，煤矿安全规程中规定：
“用陷落法管理顶板时，回柱放顶的方法，回柱的安全措施，以及放顶同放炮、机械落煤等工序平行作业时的安全距离，都必须在作业规程中明确规定。
”这是因为落煤与放顶对工作面顶板下沉量影响很大，单体支架支护无法在这种情况下保证人身安全。
所以落煤与放顶不能在同一地点进行，必须错开一定距离。
一般两者的错距在20～30m以上比较合适。
对于液压支架来说，由于其工作方式决定了落煤与放顶（移架）几乎是在同一地点进行。
但是，这种支架稳定性好，能够保证人身安全，因而采用平行作业是允许的。
只是由于液压支架大部分采用整架降柱而后再升柱的办法，因而所控制的顶板常常比单体支架时易于破碎。
三、开采深度
开采深度直接影响原岩应力的大小。
因而也就影响着开采后巷道或工作面周围岩层内支承压力的峰值大小。
从这个意义上说，开采深度对矿山压力具有绝对影响，但对矿山压力显现的影响则不尽相同。
开采深度对巷道矿山压力显现的影响可能比较明显。
如在松软岩层中开掘巷道，随着深度的增加，巷道围岩的“挤、压”现象将更为严重。
随着开采深度的增加，具有岩石冲击的矿井，形成岩石冲击的次数及强度将显著增加。
开采深度对工作面矿山压力显现的影响并不明显，尤其是对顶板下沉量的影响。
这主要是由于顶板的变形及支架上所受载荷大小是与上覆岩层在运动时形成的平衡“结构”有关。
而开采深度可能影响工作面前方支承压力及采空区内压力的大小。
随着开采深度的增加，工作面前方支承压力的增加以及底板臌起等情况也可能导致工作面支架受载的增加。
四、采高与控顶距
在一定条件下，采高是影响上覆岩层破坏状况的重要因素。
采高越大，采出的空间越大，工作面上覆岩层破坏也越严重。
在同样位置的老顶岩层取得平衡的机会就越小，而且在支承压力的作用下，工作面煤壁也越不稳定，易于片帮。
采高越大，工作面中矿压显现越严重；采高越小，顶板活动越缓和，煤壁也较为稳定。
五、煤层倾角
实际观测证明，煤层倾角对采煤工作面的矿压显现有着较大的影响。
众所周知，急斜长壁工作面顶板下沉量比缓斜工作面要小得多。
这主要是随煤层倾角的增大，上覆岩层作用于层面上的压力减小，而沿层面的切向滑移力增大。
随倾角的增大，采空区冒落的矸石不一定能在原地留住，很可能沿底板滑移，从而改变了上覆岩层的运动规律（图4-9）。
由于采空区冒落矸石的滑移，使采空区上形成了上部冒空而下部冒实的情况，导致工作面支架受力不均衡。
另外，在同样生产条件下，采用沿倾斜向下推进的长壁工作面布置，与沿走向推进的工作面布置相比，其上覆岩层更容易形成平衡“结构”。
图4—9不同倾角时的冒落带分布图
第六节放顶煤开采时的矿山压力显现
放顶煤工作面矿压显现一般小于单一煤层开采或厚煤层分层开采第一分层工作面，主要表现在以下几个方面。
一、支架载荷
表4—1是不同煤层条件放顶煤开采的支架工作阻力实测结果。
从该表可以看出，尽管这几个矿区放顶煤开采条件相差甚远、架型各异，有综采放顶替煤，也有悬移支架放顶煤，但在开采过程中支架受力均不大，仅为额定工作阻力的50％左右，甚至更低。
表4-1典型放顶煤工作面实测支架阻力
局（矿）名
架型
煤层倾
角/○
煤层厚
度/m
煤层硬
度/ƒ
实测支架工作阻力KN·架
平均值
与额定值之比%
阳泉
ZFS4400
4～6
6～7
2.7
1668
37.9
轩岗刘家梁矿
ZFS3000
10～15
8～10
0.1～0.3
1297
43.2
石炭井乌兰矿
ZFSB300
27
8～12
0.6～1.2
1206
37.7
枣庄柴里矿
GFZ—A
5～10
2.2～4.7
1.5～2.5
1263
54.0
枣庄王晁矿
XDY—1
4～6
2.5～6.2
2.5～3.0
336
28.0
在相同的地质条件下对比放顶煤工作面与上分层工作面支护强度（表4-2），可以看出放顶煤工作面支架受到的外力载荷小于上分层开采支架受到的顶板压力。
通过对放顶煤工作面支架前、后柱阻力的观测（表4-3）可以看出，放顶煤工作面支架阻力前柱普遍高于后柱，这一点与单一煤层或分层开采是不同的。
表4-2上分层与放顶煤工作面矿压显现对比表
项目
兖州东滩矿
兖州兴隆庄矿
阳泉一矿
邢台局邢台矿
上分层
放顶煤
上分层
放顶煤
上分层
放顶煤
上分层
放顶煤
支护强度/MPa
0.51
0.44
0.48
0.46
0.32
0.31
0.38
0.28
放顶煤/上分层/％
86.3
95.8
96.9
73.7
表4-3放顶煤工作面支架前、后柱阻力对比
矿别
煤
层
工作面
编号
平时/KN
来压时/KN
前柱
后柱
前—后
前柱
后柱
前—后
兴隆庄
3号
5306
5313
739
1010
527
770.6
212
289.4
973.5
1263.8
689
1054.2
284.5
209.2
鲍店
3号
1308
1603.5
1432.4
171
1830.5
1873.5
-43
南屯
3上
6310
1103.2
810.4
292.8
2082.5
824.8
1257.7
东滩
3上
14307
4302
672
608
614
395
58
212
961
802
766
498
58
304
王晁
3下
1013
86
74
12
130
94
36
二、矿山压力显现
在放顶煤工作面，非来压时期煤壁比较稳定，无较大的片帮。
工作面来压时，煤壁呈现明显的片帮。
因此，煤壁片帮成为老顶来压的主要标志。
煤壁片帮一般可以从工作面中部开始，然后向两巷扩展，片帮深度达0.3～0.5m。
而工作面支架阻力的增加一般不太大，有时甚至由于来压时顶煤比较破碎，放煤比较充分，支架的阻力反而有所降低。
这说明老顶的断裂是在煤壁前方产生的，而老顶的垮落则是以煤壁作为回转支点，由于强大的支承压力作用于煤壁而导致严重片帮。
由于放顶煤开采的特点，顶煤破碎放出后，形成的空间较大，垮落的直接顶堆积的矸石刚度较小，而且一般不能充分充填支架后方的采空区。
这就使得支架与老顶间没有刚度较大的传力介质，甚至有时由于顶煤的充分放出，在来压时支架与老顶之间失去力的联系。
因此，老顶的运动对工作面支架的载荷影响很小。
又由于直接顶垮落破碎后在采空区形成的充填高度一般不能触及支架的顶梁，故老顶的垮落不易对支架构成冲击威胁。
表4—4为部分综放面的来压特征。
由表可见，老顶初次来压时支架的动载系数为1.22～1.39（平均1.3），周期来压期间动载系数1.15～1.39（平均1.28），说明综放工作面顶板初次来压和周期来压期间矿压强度基本相同。
放顶煤工作面矿山压力观测资料表明，在放顶煤开采过程中工作面仍然存在初次来压和周期来压现象，总的特征是来压强度不大于单一煤层或上分层来压时的来压强度（表4-5）。
由表4-5可见，除了兖州兴隆庄矿在上分层开采时周期来压动载系数与放顶煤开采时相同，其余矿区上分层开采周期来压动载系数均比放顶煤开采时分别高6.25%、7.9%和20.7%。
此外，在周期来压时支架受到的顶板压力，放顶煤工作面均小于或近似于上分层开采时支架所受到的外力，如邢台矿在周期来压时上分层开采7205工作面支架工作阻力为2260kN/架，动载系数1.23，而在7803放顶煤工作面支架工作阻力仅为1600kN/架，动载系数降至为1.14，如此小的动载系数，在工作面内基本感觉不到周期压力的变化。
大同矿务局忻州窑矿在上分层开采的8922工作面内周期来压强烈，动载系数高达2.1，而在8920放顶煤工作面内周期来压变缓，动载系数仅为1.74。
表4-4综放工作面顶板来压步距及强度
矿别
工
作
面
编
号
直接顶初垮
老顶初次来压
老顶周期来压
步距
/m
支架阻力/KN
步
距
/m
支架阻
力/KN
动
载
系
数
持
续
时
间
/d
步
距
/m
支架阻
力/KN
动
载
系
数
持续
时间
/d
最
大
平
均
最大
平均
最
大
平
均
兴隆庄
4314
8
3407
2160
34.9
4217
4091
1.39
3
11.3
4586
4045
1.23
2.5
兴隆庄
5306
11.1
3193
2970
45
3123
2195
1.24
3
13.2
4067
3629
1.33
2
兴隆庄
5313
6.2
2425
1894
31.1
2952
2123
1.26
3
9.8
3198
2531
1.39
2
鲍店
1308
11.4
2950
2534
49
5190
3589
1.22
2
16
4241
3756
1.15
1
东滩
143上07
13.8
2533
2095
55.3
2868
2040
1.30
3
15.1
4710
3446
1.34
1.4
表4-5上分层与放顶煤开采周期来压对比
矿别
参数
阳泉局一矿
兖州局兴隆庄矿
邢台局邢台矿
大同局忻州窑矿
上分层
放顶煤
上分层
放顶煤
上分层
放顶煤
上分层
放顶煤
工作面
8620
8603
5301～5304
5306
7205
7803
8922
8920
周期来压
/KN·架－１
1972
1874
3732
3630
2260
1600
4210
3765
动载系数K
1.36
1.28
1.33
1.33
1.23
1.14
2.1
1.74
K分/K放
1.0625
1
1.079
1.207
周期来压动载系数在放顶煤工作面内变小，说明了老顶来压强度变弱。
老顶失稳时对工作面的影响程度变弱。
对于上分层开采的工作面，支架直接支护的对象是直接顶，老顶失稳的作用力是
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