Study on overburden movement law and ground pressure behavior in fully mechanized top coal caving face under the disturbance of upper coal seam
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摘要:
近年来,准格尔煤田大多数矿井已进入了6#、10#、11#等第二主采煤层的开采,平均厚度可达10 m以上,故大多数煤矿都选用综放开采技术进行回采。受上煤层开采的影响,下部综放工作面覆岩运移、矿压显现及顶板来压来源更为复杂。利用理论分析、相似模拟及现场实测等方法,以黄玉川226上02综放工作面为例,对上煤层扰动下综放工作面覆岩运移、矿压显现等规律展开了研究。主要结论有:中间岩层未完全破断前,覆岩呈分层垮落特征,破坏范围以阶梯式向上发展,下部综放工作面出现小周期来压,来压步距较大、强度较小;中间岩层完全破断时,两煤层破坏区域贯通,覆岩发生大范围台阶式下沉,下部综放工作面易发生压架、垮顶等矿压突变事故;中间岩层完全破断后,覆岩出现“台阶岩梁”结构,且破坏边界裂隙不断增大,下部综放工作面出现大周期来压,来压步距减小、强度增大。同时,通过对覆岩运移规律的研究,分析上煤层扰动下综放工作面顶板来压来源,确定其支架载荷计算方法,并以黄玉川226上02综放工作面为例制定控制采高、增加支架工作阻力等针对性综合控制措施,在现场实施后取得了较好的控制效果。
Abstract:In recent years, most of the coal mines in Zhungeer Coalfield have entered the mining of the second main coal seams, such as 6#, 10# and 11#, with an average thickness of more than 10 m, so most of the coal mines use fully mechanized caving mining technology for mining. Affected by the mining of the upper coal seam, the overburden movement, ground pressure appearance and roof weighting source of the lower fully mechanized top coal caving face are more complex. In this paper, the laws of overburden movement and ground pressure appearance of the fully mechanized top coal caving face under the disturbance of the upper coal seam are studied; taking Huangyuchuan 226 upper 02 fully mechanized top coal caving face as an example, by using the methods of theoretical analysis, similar simulation and field measurement. The main conclusions are as follows: before the middle rock stratum is not completely broken, the overburden is characterized by layered collapse, the damage scope develops upward in a stepped manner, and the lower fully mechanized top coal caving face appears small periodic weighting with large weighting step distance and small strength; when the middle rock stratum is completely broken, the damaged areas of the two coal seams will be connected, the overburden will sink in a large range of steps, and the lower fully mechanized top coal caving face is prone to sudden changes in rock pressure such as frame pressing and roof fall; after the middle rock stratum is completely broken, the overburden appears a “bench beam” structure, and the fracture boundary cracks are increasing, the lower fully mechanized top coal caving face appears large periodic weighting, and the weighting step decreases and the strength increases. At the same time, through the research on the movement law of overburden, the source of roof weighting under the upper coal seam disturbance is analyzed, and the calculation method of support load is determined. Taking Huangyuchuan 226 upper 02 fully mechanized top coal caving face as an example, targeted comprehensive control measures such as controlling mining height and increasing support working resistance are formulated, which have achieved good control effect after on-site implementation.
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我国已探明的煤炭储量中,有将近一半为厚煤层(≥3.5 m)[1],与之相对应的厚煤层综放开采技术是近年来迅速崛起的安全高效回采技术,具有巷道掘进率低、吨煤成本低、适应性强、高产高效等优势[2]。同时,综放开采采场覆岩运移及破坏结构、采动应力场分布特征、矿压显现规律、液压支架与围岩作用关系等一批新的科学问题应运而生[3-5],国内外相关学者已进行了卓有成效的研究。
近年来,我国煤炭开发整体向中西部转移,而中西部煤田目前大都处于上煤层已采下煤层待采的阶段,如神东煤田、准格尔煤田、大同煤田等[6-8]。受上煤层开采的损伤影响,许多矿区在开采下煤层时,出现了明显不同于初次采动的矿压显现、巷道变形和破坏严重、资源损失严重等情况,严重影响了下煤层的正常开采[9-11]。下煤层开采矿压显现规律较以往开采不同的根本原因在于,其覆岩结构及运动方式发生了变化,根据煤层群覆岩关键层位置,可将近距离煤层覆岩结构分为3类4种[12-13]。基于此分类,国内外众多学者结合具体工程背景,对下煤层开采时发生的强矿压显现特征展开研究[14-16]。
目前,准格尔煤田大多数矿井已进入了第二主采煤层的开采,即位于石炭二叠纪含煤岩系中的6#、10#、11#煤层,煤系及煤层在鄂尔多斯全盆地均匀分布,平均厚度可达10 m以上,故大多数煤矿都选用综放开采技术进行回采[17]。通过以往研究可知,若综放工作面上部存在采空区或遗留煤柱,其开采过程中的矿压显现规律将更为复杂[18]。基于此,运用理论分析、相似模拟、现场实测等方法,以黄玉川煤矿226上02综放工作面为例,针对上煤层扰动下综放工作面覆岩运移及矿压显现规律展开研究,分析上煤层扰动下综放工作面矿压突变机理及顶板来压来源,提出相应控制措施;研究结果可为相似综放工作面的合理采高、支架选型、支护阻力等参数设计提供参考。
1. 工程概况
黄玉川煤矿位于内蒙古自治区准格尔煤田中西部,其226上02综放工作面属于典型的上煤层扰动下厚煤层综放开采,其煤岩层相关物理力学参数见表1~表3。226上02综放工作面采用走向长壁后退式综合机械化放顶煤采煤法,主采6上煤层,总采高12.1 m,采放比1∶2.27,平均埋深256.5 m。12402工作面主采4#煤层,采高4.0 m左右,已于2021年回采完成,采空区位于226上02综放工作面上方57 m处,两工作面的空间位置关系如图1。
表 1 煤岩物理力学参数Table 1. Physical and mechanical parameters of coal and rock序号 岩性 厚度/m 弹性模量/GPa 密度(t·m−3) 备注 1 细砂岩 10.16 40.02 2.371 2 细粒砂岩 9.20 20.03 2.588 关键层2 3 砂质泥岩 10.30 21.11 2.544 4 4#煤层 4.35 24.01 1.360 5 砂质泥岩 7.20 20.01 2.360 6 细粒砂岩 14.77 22.28 2.600 7 粗砂岩 18.25 22.28 2.620 关键层1 8 细砂岩 8.55 15.43 2.550 9 6上煤层 12.10 11.37 1.420 10 砂质泥岩 15.12 21.06 2.590 表 2 相似参数汇总表Table 2. Summary of similar parameters模拟层数 几何比 时间比 强度比 应力比 密度比 煤层 岩层 10 1∶100 1∶10 1∶156 1∶156 1∶1 1∶1.56 表 3 相似模拟材料配比表Table 3. Proportioning table of similar simulated materials序号 岩性 厚度 抗压强度 密度 配比号 原型/
m模型/
cm原型/
MPa模型/
MPa原型/
(kg·m−3)模型/
(kg·m−3)1 细砂岩 10.16 10.16 22.12 0.14 2 371 1 520 455 2 细粒砂岩 9.20 9.20 19.27 0.12 2 588 1 659 455 3 砂质泥岩 10.30 10.30 22.88 0.15 2 544 1 631 473 4 4#煤层 4.35 4.35 8.37 0.05 1 360 1 360 637 5 砂质泥岩 7.20 7.20 27.79 0.18 2 360 1 513 473 6 细粒砂岩 14.77 14.77 33.99 0.22 2 600 1 667 455 7 粗砂岩 18.25 18.25 29.60 0.19 2 620 1 679 337 8 细砂岩 8.55 8.55 31.94 0.20 2 550 1 635 455 9 6上煤层 12.10 12.10 12.88 0.08 1 420 1 420 1055 10 砂质泥岩 15.12 15.12 64.29 0.41 2 590 1 660 473 226上02综放工作面选用ZF21000/25/42D型支架,额定工作阻力为21 000 kN,支护强度为1.8 MPa,以往开采过程中该型号支架能满足综放工作面的顶板支护需求,未出现异常现象。2022年1月初,综放工作面推进至1 100 m左右时,顶板大规模垮落发生压架事件,端头支架出现压死情况,支架安全阀大面积开启,活柱下缩明显。同时,运输巷顶底板严重变形,出现锚索托盘崩裂、顶帮网片损坏等情况。在后续开采过程中,此异常矿压突变现象呈周期性出现,具体原因尚不明确。
2. 上煤层扰动下综放工作面覆岩结构特征
2.1 上部工作面采后覆岩结构特征
采场覆岩的不规律移动是造成矿压突变的主要原因,其中关键层可对局部岩层的运移起到控制作用。对于多煤层而言,中间岩层的结构特征对下煤层开采时的覆岩运移规律至关重要。以物理力学实验测定的黄玉川各岩层的力学参数(表1)为基础,根据坚硬岩层判别公式(1)[19]可知,两煤层中间有且仅有1层关键层,属于上煤层已采硬厚单一关键层结构。
$$ {E}_{n+1}{h}_{n+1}^{2}{\displaystyle \sum _{i=1}^{n}{h}_{i}{\rho }_{i}g> }{\rho }_{n+1}g{\displaystyle \sum _{i=1}^{n}{E}_{i}{h}_{i}^{3}} $$ (1) 式中:Ei、hi、ρi分别为第i层岩层(i=1,2$,\cdots , $ n)的弹性模量、厚度、密度。
黄玉川煤矿12402工作面回采过程中,顶板来压呈周期性变化,步距为17.7~39.7 m。可根据“S-R”稳定理论对关键层破断后形成的“砌体梁”结构是否稳定进行判断[19],即关键层若要形成稳定的“砌体梁”结构应满足下式:
$$ {\theta _1} \geqslant \arcsin \left[ {\frac{4}{3}\left( {{i_1} - {\rm{tan}}\;\varphi } \right)} \right] $$ (2) $$ {h_1} + {h_1^\prime} \leqslant \frac{{0.15{\sigma _{\rm{c}}}}}{{{\rho _1}g}}\left( {{i_1}^2 - \frac{3}{2}{i_1}\sin \;{\theta _1} + \frac{1}{2}{{\sin }^2}{\theta _1}} \right) $$ (3) $$ \sin\; {\theta _1} = \frac{1}{{{l_1}}}\left| {M - \sum {{h_1}\left( {{K_{\rm{p}}} - 1} \right)} } \right| $$ (4) 式中:θ1为关键块体的回转角;h1为关键块体厚度,9.2 m;l1为关键块长度,26.7 m;i为断裂度,i1=h1/l1;tan φ为摩擦系数,取0.3;h1'为负载岩块的厚度,10.16 m;σc为关键块体抗压强度,19.27 MPa;ρ1为关键块体密度,2.588 t/m3;M为开采厚度,4.35 m;∑h1为直接顶厚度,10.30 m;Kp为直接顶岩石碎胀系数,取1.38。
将上述参数代入式(2)、式(3)可知,4#煤开采后,关键层2将形成稳定的“砌体梁结构”;此时,关键层1为下煤层开采前覆岩中唯一完整的关键层。在下部工作面回采过程中,若上下采空区贯通,则上部工作面已形成的稳定结构将二次失稳,并对下部工作面的开采产生影响。上部工作面采后覆岩结构特征如图2。
2.2 下部综放工作面覆岩运移规律及稳定性
黄玉川煤矿4#煤层与6上煤层之间的垂直距离为57 m,下煤层回采初期,中间岩层未完全破断,由开挖引起的二次扰动范围较小,即上煤层覆岩的稳定结构未受破坏。随着下部工作面的推进,覆岩破坏高度逐渐增加,中间岩层破坏范围以台阶式向上发展,下部综放面覆岩运移规律如图3。
当下部综放工作面推进至一定距离后,中间岩层完全破断,导致上部已稳定的覆岩结构二次失稳,上部采空区覆岩质量向下部综放工作面转移。因此,当中间岩层完全破断的瞬间,即两工作面破坏区域贯通瞬间,下部综放工作面将出现矿压突变现象。下部综放工作面矿压突变机理如图4。
由图4可知,多煤层开采时,中间岩层的稳定性至关重要,而下部工作面的开采高度决定了覆岩的破坏高度,进而决定了上部覆岩结构的失稳程度。因此,若下部工作面回采过程中矿压突变剧烈,严重影响了正常开采,可通过降低下部工作面采高的方法来减少对上部采空区覆岩结构的扰动。
3. 上煤层扰动下综放工作面覆岩运移规律相似模拟
3.1 相似模拟试验设计
相似模拟试验以黄玉川226上02综放工作面为原型建立模型,模型尺寸(长×厚×高)为2.5 m×0.2 m×1.1 m,试验相关参数见表2,模型各煤岩层材料配比见表3。226上02综放工作面平均埋深256.5 m,则模型上边界距地表167.67 m,故在试验平台上方采用液压加载系统施加等效载荷进行补偿。模型总长度2.5 m,两侧各留设0.4 m宽的煤柱,即设计工作面走向长度为1.7 m,分别对4#煤层和6上煤层进行模拟开采,每次开挖0.05 m,两煤层共开挖68次。试验模型如图5。为便于理解,试验过程统一换算为实际值进行描述。
3.2 上部工作面开采覆岩运移规律
首先模拟开采4#煤层12402工作面,4#煤层开采覆岩垮落过程如图6,4#煤采后覆岩结构特征如图7。
当工作面推进至42 m时,直接顶垮落,垮落高度为5.5 m左右;当工作面推进至76 m时,基本顶岩层初次垮落,垮落高度为12 m左右;随着工作面的继续推进,基本顶岩层周期性垮落,垮落步距为25 m左右,即工作面周期性来压步距为25 m左右。根据现场矿压监测数据可知,12402工作面周期来压步距为17.7~39.7 m,均值为26.7 m,与试验结果基本吻合。
4#煤层开采后顶板岩石垮落充填采空区,采空区内的破碎岩块有一定的支撑作用,但主要的承载结构是上部关键层所形成的砌体梁结构。从宏观上来看,4#煤层开采后采空区上部形成了较稳定的“压力拱”结构,可将上覆岩层的重力转移至周边围岩。2022年黄玉川226上02综放工作面回采时,其上方12402工作面覆岩运动基本趋于稳定,4#煤采后覆岩结构即为226上02综放工作面开采前的覆岩结构。
3.3 下部综放工作面开采覆岩运移规律
待4#煤采空区垮落岩层稳定后,开采下部6上煤层。下煤层开采前期未出现异常情况,前期工作面周期来压步距为20 m,中间岩层呈分层垮落特征,工作面来压强度较小(小周期来压)。6上煤层小周期来压时覆岩破坏情况如图8,6上煤层推进至102 m时,综放工作面仍未受到上煤层采空区的明显扰动,但两煤层之间岩层完整度逐渐降低。
6上煤层矿压突变时覆岩破坏情况如图9。下部工作面推进至124 m时,中间岩层整体切落,两煤层破坏区域贯通。4#煤采空区覆岩“活化”,压力拱结构失稳,且4#煤覆岩破坏边界裂隙进一步增大。同时,下部工作面为综放开采,中间岩层的整体切落使顶煤瞬间切落,此时下部综放面易发生压架、垮顶等矿压突变事故。
6上煤层大周期来压时覆岩破坏情况如图10。由图10可知:下部综放工作面推进至138、154 m时,综放工作面出现周期性来压,中间岩层呈切落破断,上部采空区覆岩呈台阶式下沉,并且覆岩破坏边界裂隙不断增大,综放工作面来压强度较大(大周期来压),步距减小为15 m左右。
综上所述,上煤层开采后采空区上部形成了较稳定的“压力拱”结构,随着下煤层的不断推进,两煤层破坏区域发生贯通,贯通瞬间中间岩层整体切落,上部拱结构失稳。以中间岩层是否贯通为界限,可将下部综放工作面矿压显现规律分为2个部分:未贯通前,覆岩呈分层垮落特征,工作面出现小周期来压,来压步距大(20~25 m)强度小;贯通后,覆岩呈切落破断,工作面出现大周期来压,来压步距减小(13~17 m)强度增大。结合工程概况可知,相似模拟试验结果与现场开采情况一致。
3.4 下部综放工作面顶板来压来源及支架载荷确定
根据相似模拟试验可知,上下煤层破坏区域贯通后,上煤层采空区覆岩发生错动,呈“台阶岩梁”结构,“台阶岩梁”结构如图11。受下部工作面采高影响,覆岩将发生大范围的台阶式下沉,故下部工作面将形成强矿压。
将“台阶岩梁”结构进行简化[20-21],“台阶岩梁”结构力学模型如图12。
下部工作面回采过程中,支架所受载荷pm主要包括中间岩层的静态载荷W,以及上部采空区“活化”岩层的动态载荷bR1(b为支架宽度,m;R1为维持顶板结构所需支护力,kN/m)。
$$ {p_{\rm{m}}} = W + b{R_1} $$ (5) 则维持顶板稳定所需支护力R1为:
$$ {R_1} \geqslant \frac{{{i_2} - \sin \;{\theta _{2\max }} + \sin\; {\theta _2} - 0.5}}{{{i_2} - 2\sin \;{\theta _{2\max }} + \sin \;{\theta _2}}}{p_1} $$ (6) 此时支架所受载荷pm为[18]:
$$\begin{split} & \begin{gathered} {p_{\rm{m}}} = {l_{\rm{k}}}b\sum {{h_2}{\rho _2}g + b\frac{{{i_2} - \sin\; {\theta _{2\max }} + \sin\; {\theta _2} - 0.5}}{{{i_2} - 2\sin \;{\theta _{2\max }} + \sin \;{\theta _2}}}}\times \\ \left( {{h_2} + {l_2}} \right){l_2}{\rho _2}^\prime g \end{gathered}\\[-8pt]& \end{split} $$ (7) 式中:lk为支架控顶距,6.526 m;b为支架宽度,1.75 m;∑h2为直接顶厚度,9 m;h2为“台阶岩梁”结构块厚度,23 m;l2为“台阶岩梁”结构块长度,27 m;i2=h2/l2=0.85;ρ2为直接顶密度,25.5 kN/m3;ρ2'为垮落基本顶密度,26.2 kN/m3;θ2为块体回转角,4°。
$$ \sin \;{\theta _{2\max }} = \frac{{m - 0.2{{\displaystyle \sum h }_2}}}{{{l_2}}} $$ (8) 式中:m为下煤层开采厚度,m。
将上述参数代入式(7)~式(9),可得到综放工作面支架支护阻力pm为19 323 kN/架。考虑支架的支护效率ηs为75%,则根据式(10)可得,226上02综放工作面支架的合理工作阻力应为25 764 kN/架,即该综放工作面现场支架的额定工作阻p最小应为25 764 kN/架。
$$ p=\frac{{p}_{{\rm{m}}}}{{\eta }_{{\rm{s}}}}$$ (9) 4. 下部综放工作面矿压突变应对措施
4.1 应对措施
上煤层扰动下综放工作面出现周期性矿压突变的主要原因为:两煤层破坏区域贯通,综放工作面采高较大导致上覆岩层出现大范围台阶式下沉,顶板来压来源主要包括中间岩层及上部“活化”岩层。针对这一问题,可从增加支架工作阻力、降低顶板载荷2方面入手。
以黄玉川226上02综放工作面为例,结合现场开采情况,针对综放工作面出现的矿压突变情况制定如下针对性措施。
1)控制采高。综放工作面采高过大导致覆岩出现大范围台阶式下沉,降低采高可使覆岩更加稳定。平时综放工作面割煤高度不低于3.7 m(总采高12.1 m),来压间隔16 m以上割煤高度不超过2.5 m(总采高控制在4~8 m),且机头10架不放煤,调伪斜将机头超前,减弱机头段来压。同时,来压期间停止抬刀,煤机应微卧,防止出现煤机上刀困难。
2)控制推进速度。来压期间,为减少对生产的影响,可在支架伸缩量范围内,加快推进速度甩压,以防止出现采高过低的情况。
3)增大支架工作阻力。支架所受载荷主要包括中间岩层的静态载荷和上部采空区“活化”岩层的动态载荷,226上02综放工作面支架的额定工作阻力应大于25 764 kN/架,目前支架工作阻力(21 000 kN/架)偏小。
4)加强矿压监测。加强矿压观测,保证支架初撑力动态达标,每2 h控制台电工对支架工作阻力情况进行截屏汇报。同时,加强矿压总结,若长距离不来压,应考虑待压。
4.2 现场应用效果
在综放工作面从1 248 m推进至1 379 m期间(共推进131 m),利用液压支架监测系统及顶板离层仪,对综放工作面来压情况及运输巷顶底板移近量进行监测。
将综放工作面每20台液压支架划分为1个测区,共7个测区,每个测区任取5台支架的工作阻力,取平均值进行分析。液压支架阻力监测结果如图13,运输巷顶底板移近量如图14。
由图13可知:综放工作面从1 248 m推进至1 379 m期间,共来压10次,周期来压步距10~23 m,平均来压步距14.2 m;综放工作面来压强度较以往有明显减弱,主要集中在中间10~100架,支架工作阻力主要在18 000~21 000 kN之间,均未超过支架额定阻力,未出现压架事故。
由图14可知:采取针对性控制措施后,运输巷顶底板移近量基本控制在10 mm内,未出现锚索托盘崩裂、顶帮网片损坏等事故,矿压突变现象得到明显改善。
根据现场应用效果可知,控制采高、控制推进速度、增大支架工作阻力、加强矿压监测等措施,使综放工作面顶板稳定性得到了较好的控制,煤壁片帮现象得以改善,支架安全阀未频繁开启,有效控制了来压剧烈的情况,现场应用效果较好。
5. 结 语
1)上煤层扰动下综放工作面开采前期,中间岩层未完全破断,由开挖引起的二次扰动范围较小,上部工作面覆岩结构基本保持稳定。随着下部综放工作面的推进,中间岩层呈分层垮落特征,破坏范围以阶梯式向上发展;下部综放工作面出现小周期来压,来压步距较大、强度较小。
2)上煤层扰动下综放工作面开采中期,中间岩层整体切落,两煤层破坏区域贯通,上部已稳定的覆岩结构二次失稳,且上部采空区覆岩质量向下部工作面转移。同时,由于综放工作面采高普遍较大,贯通瞬间覆岩将发生大范围台阶式下沉,导致下部综放工作面发生矿压突变现象及压架事故。
3)上煤层扰动下综放工作面开采后期,即中间岩层完全破断后,上煤层覆岩破坏边界裂隙不断增大,覆岩呈“台阶岩梁”结构。下部综放工作面出现大周期来压,来压步距减小、强度增大。结合理论分析可知,通过降低下部综放工作面采高的方法,可减小对上部采空区覆岩结构的扰动。
4)确定上煤层扰动下综放工作面矿压突变机理及顶板来压来源。以黄玉川226上02工作面为例,计算其支架合理工作阻力,并提出控制采高、增大支架工作阻力等综合性控制措施。在现场实施后能使综放工作面顶板保持良好的稳定性,片帮现象得以改善。
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表 1 煤岩物理力学参数
Table 1 Physical and mechanical parameters of coal and rock
序号 岩性 厚度/m 弹性模量/GPa 密度(t·m−3) 备注 1 细砂岩 10.16 40.02 2.371 2 细粒砂岩 9.20 20.03 2.588 关键层2 3 砂质泥岩 10.30 21.11 2.544 4 4#煤层 4.35 24.01 1.360 5 砂质泥岩 7.20 20.01 2.360 6 细粒砂岩 14.77 22.28 2.600 7 粗砂岩 18.25 22.28 2.620 关键层1 8 细砂岩 8.55 15.43 2.550 9 6上煤层 12.10 11.37 1.420 10 砂质泥岩 15.12 21.06 2.590 表 2 相似参数汇总表
Table 2 Summary of similar parameters
模拟层数 几何比 时间比 强度比 应力比 密度比 煤层 岩层 10 1∶100 1∶10 1∶156 1∶156 1∶1 1∶1.56 表 3 相似模拟材料配比表
Table 3 Proportioning table of similar simulated materials
序号 岩性 厚度 抗压强度 密度 配比号 原型/
m模型/
cm原型/
MPa模型/
MPa原型/
(kg·m−3)模型/
(kg·m−3)1 细砂岩 10.16 10.16 22.12 0.14 2 371 1 520 455 2 细粒砂岩 9.20 9.20 19.27 0.12 2 588 1 659 455 3 砂质泥岩 10.30 10.30 22.88 0.15 2 544 1 631 473 4 4#煤层 4.35 4.35 8.37 0.05 1 360 1 360 637 5 砂质泥岩 7.20 7.20 27.79 0.18 2 360 1 513 473 6 细粒砂岩 14.77 14.77 33.99 0.22 2 600 1 667 455 7 粗砂岩 18.25 18.25 29.60 0.19 2 620 1 679 337 8 细砂岩 8.55 8.55 31.94 0.20 2 550 1 635 455 9 6上煤层 12.10 12.10 12.88 0.08 1 420 1 420 1055 10 砂质泥岩 15.12 15.12 64.29 0.41 2 590 1 660 473 -
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期刊类型引用(1)
1. 薛凯,杨德胜. 高应力软围岩极近煤层采动覆岩移动规律研究. 内蒙古煤炭经济. 2024(16): 61-63 . 百度学术
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