4、支架的支护强度
该面的支护强度由表3分析，支架阻力在来压前平均311.8KN/m2，来压时平均390.6KN/m2，动载系数1.3，分别占设计的43.3%和54.2%，说明该支架能够满足该面的支护强度要求。
4324面顶板来压显现特征表 表3
支护强度 来压次序 KN/m 占设计（%） 来压前 227.7 初次来压 来压时 316.8 压时/压前 1.4 来压前 273.2 一次周压 来压时 379.7 压时/压前 1.4 来压前 311.4 二次周压 来压时 375.5 压时/压前 1.2 来压前 280.1 三次周压 来压时 362.9 压时/压前 1.3 来压前 293.7 四次周压 来压时 368.2 压时/压前 1.3 来压前 306.1 五次周压 来压时 402.2 压时/压前 1.3 来压前 406.2 六次周压 来压时 454.9 压时/压前 1.1 来压前 311.8 周压平均 来压时 390.6 压时/压前 1.3 31.6% 44% 37.9% 52.7% 43.3% 52.2% 38.9% 50.4% 40.8% 51.1% 42.5% 55.9% 56.4% 63.2% 43.3% 54.2% 2活柱缩量（mm/循环） 片帮深度（mm） 安全阀开启（%） 平均 4.4 7.7 1.4 5.6 8.4 1.4 最大 13.3 25.8 1.4 13.3 26 1.4 平均 219 288 260 300 125 263 130 216 98 182 153 240 最大 500 1100 450 600 500 800 800 1000 600 1000 587 850 0.2 7.7 4.3 14.3 6
5、支架循环增阻特征
从表4支架循环增阻特征性统计表中分析，支架前后柱主要以恒阻和微增阻为主，说明该面的顶板活动对支架的作用不大，处于二增以上状态所占比例中、上部高于下部，说明中、上部顶板相对下部顶板活动要强烈。
工作面位置 上部 中部 下部 柱别 前柱 后柱 前柱 后柱 前柱 后柱 4324面支架增阻特性统计表 表4 恒阻（%） 微增阻（%） 二增以上（%） 29 53 14 53 38 5 33 49 13 46 40 4 20 62 10 30 57 6 降阻（%） 4 4 5 10 0.7 7 6、支架前、后柱阻力比较
由表5知，支架支护阻力无论是在来压期间，还是在非来压期间均表现为前柱大于后柱，这主要与放煤工艺有关。由于支架上方顶煤破坏处于变化之中，后部顶煤刚度较小，支撑强度降低，并且不断被放空，使顶煤作用在支架上的合力作用点前移，因而表现为前柱阻力大于后柱。
4324面支架前后柱阻力对比表 表5
工作面位置 柱别 前柱 上部 后柱 前-后 前柱 中部 后柱 前-后 前柱 下部 后柱 前-后 前柱 平均 后柱 前-后 顶板来压期间 P0 1862 511 1351 1472 879.8 592.2 1635.2 888.6 746.6 1656.4 759.8 896.6 Pt 2169.05 636.6 1532.5 1577.35 946.15 631.2 1858.4 1060 798.45 1868.3 880.9 987.4 Pm 2476.1 762.2 1713.9 1682.7 1012.5 670.2 2081.6 1231.3 850.3 2080.1 1002.0 1078.1 P0 1414.8 473.1 941.7 1221.5 468.6 752.9 1291.3 607 684.3 1309.2 516.2 793.0 顶板非来压期间 Pt 1650.05 573.3 1076.8 1293.55 464.6 828.95 1442.8 701.4 741.45 1462.1 579.8 882.4 Pm 1885.3 673.5 1211.8 1365.6 460.6 905 1594.3 795.7 798.6 1615.1 643.3 971.8 五、工作面上、下顺槽在回采期间矿压显现规律
1、上顺槽在回采期间共设5组表面位移测站，观测结果详见（图四、图五及附图一、附图二）。观测结果：
1）累计顶底板移近量899mm，移近速度最大103mm/d平均32.1mm/d。累计顶板下沉量328mm，移近速度平均11.7mm/d，最大43.5mm/d。累计底鼓量571mm，底鼓速度平均
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20.4mm/d，最大85mm/d。由观测结果知，顶底板移近量较大，且底鼓量及底鼓速度明显大于顶板下沉量，底鼓量是顶板下沉量的1.7倍，底鼓量占顶底板总移近量的64%。
2）累计两帮移近量1231mm，两帮移近速度平均44mm/d，最大118mm/d；累计上帮移近量835mm，移近速度平均30mm/d，最大80.5mm/d；累计下帮移近量396mm，移近速度平均14mm/d，最大38mm/d。两帮变形量较大，并且上帮变形量及变形速度明显大于下帮，上帮是下帮的2.1倍，上帮位移量占两帮总位移量的68%。
1400顶底板移近量mm）1200（mm）两帮移近量（mm）SD（量1000移近8006004002000101722404555809095100105至煤壁距离L（m）图四 、4324面上巷回采期间围岩移近量变形曲线
）140顶底板移近速度（mm/d）/d120mm两帮移近速度（mm/d）（SV100速度80移近6040200101722404555809095100105至煤壁距离L（m）
图五、4324面上巷回采期间围岩移近速度变形曲线
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2、下顺槽在回采期间共设7组表面位移测站，观测结果详见（图六、图七及附图三、附图四）。观测结果：
1）累计顶底板移近量723mm，移近速度最大90mm/d平均29mm/d。累计顶板下沉量419mm，移近速度平均17mm/d，最大50mm/d。累计底鼓量304mm，底鼓速度平均12mm/d，最大40mm/d。由观测结果知，顶底板移近量较大，且顶板下沉量及下沉速度明显大于底鼓量及底鼓速度，顶板下沉量是底鼓量的1.4倍，顶板下沉量占顶底板总移近量的58%。
2）累计两帮移近量434mm，两帮移近速度平均17mm/d，最大35mm/d；累计上帮移近量227mm，移近速度平均9mm/d，最大23mm/d；累计下帮移近量207mm，移近速度平均8mm/d，最大13.5mm/d。
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移800近700量SD600（mm）500400300200100034495573顶底板移近量（mm）两帮移近量（mm）8190108112115至煤壁距离L（m）图六 、4324面下巷回采期间围岩移近量变形曲线
移100近90速80度SV7060（mm）5040302010034495573顶底板移近速度（mm/d）两帮移近速度（mm/d）8190108112115至煤壁距离L（m）图七、4324面下巷回采期间围岩移近速度变形曲线
六、结论
1、顶煤初垮步距7.2米；老顶初次来压步距平均47.4米，动载系数为1.4；工作面来压沿倾斜方向呈现不同步特性；周期来压步距平均11.9米，动载系数为1.3，因工作面来压具有不同步性，因此工作面上、中、下部将不间断的受周期压力影响。
2、该面动载系数按循环末工作阻力计算平均上部为1.2，中部为1.3，下部为1.2；说明该面中部的来压强度相对高于工作面上部和下部。
3、实测支架初撑力平均为2258.1KN/架，来压前2053.6KN/架，来压时2462.6KN/架，分别占支架额定值的44%，40%和48%。实测支架循环末工作阻力平均2897.2KN/架，来压前2572.2KN/架，来压时3222.1KN/架，分别占支架额定工作阻力的47%，42%和53%实测支架时间加权阻力平均2577.6KN/架，来压前2312.8KN/架，来压时2842.3KN/架，分别占支架额定工作阻力的46%，41%和50%。可见支架阻力有一定的富裕量，支架的支护效能发挥较好，能满足该工作面的开采需要。
4、支架阻力在来压前平均311.8KN/m2，来压时平均390.6KN/m2，动载系数1.3，分别占设计的43.3%和54.2%，说明该支架能够满足该面的支护强度要求。
5、支架前后柱主要以恒阻和微增阻为主，说明该面的顶板活动对支架的作用不大，处于二增以上状态所占比例中、上部高于下部，说明中、上部顶板相对下部顶板活动要强烈。
6、支架支护阻力无论是在来压期间，还是在非来压期间均表现为前柱大于后柱，这主要与放煤工艺有关。由于支架上方顶煤破坏处于变化之中，后部顶煤刚度较小，支撑强度降低，并且不断被放空，使顶煤作用在支架上的合力作用点前移，因而表现为前柱阻力大于后柱。
7、4324孤岛工作面上、下两巷受相邻工作面及本工作面回采期间压力叠加影响，在上、下两巷形成压力集中 ，围岩变形较大，上巷影响范围100米，距离工作面40米为影响高峰区。下巷影响范围110米，距离工作面50米为影响高峰区。
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