中圖分類號：TD353 文獻標志碼：A

Application ofactive advanced support technology in fully mechanized top-coal caving face with large mining height at Madiliang Coal Mine

KANLei

（MadiliangCoal Mine，InnerMongolia Intelligent Coal Co.，Ltd.，Ordos O171oo， China）

Abstract：In response to issues such as limited operating space and high labor intensity associated with advanced hydraulic support in fully mechanized top-coalcaving faces with large mining height，this study takes theauxiliary transport roadwayof the5O7working facein Madiliang Coal Mineas theresearch object and proposes a support scheme that uses active advanced support with reinforcement anchor cables to replace advancedhydraulic support.The TS-C120ltype borehole imaging device forminingwasused to observe fractures within the coal and rock mass.The results showed that a small number of vertical fractures were present in the shalow partof the roof ofthe 507 top-coal caving face，while fractures were not developed in other areas， indicating that the overall roof integrity wasgood and theconditions weresuitable for implementingactive advanced support. Based on the above observation results，an active advanced support scheme using bolts （cables） was designed. A combined support system of “bolts + cables + steel strips” was adopted for the roof， with the instalationofseven left-handed deformed-thread stel boltswithout longitudinalribsandthree cables，in combination with M3-type steel strips.Four ful-thread bolts were installed on the left sidewall， and four fiberglassbolts were installedontheright sidewall.Theoreticalcalculations indicated thatthereinforcement anchor cables used in the active advanced support system enhanced the strength of the support system and met the support requirements for the advanced section of the roadway. Numerical simulation results showed that during the mining of the 5O7 fully mechanized top-coal caving face， under the original active advanced support scheme， significant stress concentration occurred within 1O meters ahead of the working face， with a maximum vertical stress of 4.5MPa and a maximum roof subsidence of approximately 35mm .Within 30 meters ahead of the working face， the maximum vertical stress reached approximately 5.5MPa . After the implementationof reinforcementsupport withbolts （cables），the vertical stress intheroadwaydecreased slightly，and thedistribution of the vertical stress field was optimized. However， there was no significant change in the maximum roof subsidence within the 10-30m range ahead of the working face. These findings demonstrated that replacing advanced hydraulic supports with active advanced support using reinforcement bolts （cables） could meet the requirements for advanced support. Industrial test results showed that the reinforcement anchor cables remained stable under a load of approximately 81kN .The maximum displacements of the roadway roof and floor， and of the two sidewalls， were 41mm and 37mm respectively. No separation was observed in the roof， indicating that the support scheme meets the requirements for safe production.

Key words： fully mechanized top-coal caving face with large mining height; active advanced hydraulic support; reinforcement anchor cable active advanced support; roof subsidence of auxiliary transport roadway; concentrated stressin the roof

0引言

綜合機械化放頂煤開采技術(shù)（簡稱“綜放開采”）作為我國厚及特厚煤層高效開采的核心技術(shù)之一，因其顯著的經(jīng)濟效益和開采效率優(yōu)勢在煤炭開采領(lǐng)域得到廣泛應(yīng)用[1-2]。在我國煤炭行業(yè)實現(xiàn)智能化開采的進程中，綜放開采在實際應(yīng)用中仍存在若十亟待解決的技術(shù)難題，如工作面人力資源配置密度較高，導(dǎo)致工人勞動強度大，且整體自動化和智能化水平有待提升。作為回采過程中的關(guān)鍵環(huán)節(jié)，兩巷超前支護的少人化/無人化是實現(xiàn)綜放工作面全面智能化開采的重要技術(shù)突破點[3-4]

在綜放工作面兩巷超前支護領(lǐng)域，我國普遍采用超前液壓支架作為主要支護形式[5-8]。然而，該支護體系存在顯著的技術(shù)局限性： ① 單體液壓支柱支護模式存在支護效能低下、支護強度不足等缺陷，其作業(yè)過程不僅導(dǎo)致人工勞動強度增加，且難以滿足綜采工作面高應(yīng)力環(huán)境下的支護需求； ② 傳統(tǒng)超前液壓支架因整體頂梁結(jié)構(gòu)尺寸過大，與巷道內(nèi)預(yù)置的錨桿（索）主動支護系統(tǒng)產(chǎn)生空間干涉，在循環(huán)移架過程中易引發(fā)頂板錨固結(jié)構(gòu)剪切破壞，同時反復(fù)支撐作用導(dǎo)致圍巖損傷累積，容易誘發(fā)圍巖失穩(wěn)風(fēng)險[9-12]。超前液壓支架與錨桿（索）主動式超前支護結(jié)構(gòu)的兼容性缺陷亟需通過超前支護技術(shù)和方法創(chuàng)新予以解決。

針對綜放工作面兩巷超前支護少人化/無人化的技術(shù)挑戰(zhàn)與工程需求，學(xué)者們提出了多維度解決方案。姚強嶺等[13]提出厚煤層沿空巷道注漿錨索主動式超前支護技術(shù)，基于單側(cè)采空區(qū)巷道支護模型校核了錨桿（索）及圍巖支護強度。鐘陽等[14]提出采用大斷面回采巷道主動超前支護代替單體液壓支柱，并通過工業(yè)性試驗驗證了方案的可行性。陳延學(xué)等[15]提出用分階段主動式超前支護技術(shù)代替被動支護，在保證巷道穩(wěn)定性的同時顯著降低勞動強度。謝龍等[16研究了注漿錨索支護中注漿參數(shù)對漿液擴散的影響，并優(yōu)化了注漿設(shè)計。范東林等[17基于主動式超前支護理論構(gòu)建了大采高主運巷支護力學(xué)模型，定量揭示了 8.8m 采高條件下超前支承壓力分布規(guī)律，并系統(tǒng)校核了錨桿（索）與圍巖的協(xié)同支護強度。楊俊彩等[18]通過理論計算與實測數(shù)據(jù)對比分析，證實了錨索主動式超前支護體系的科學(xué)合理性，并借助實體煤巷道力學(xué)模型對支護參數(shù)進行驗證。王宜清等[19]針對被動支護存在的效率瓶頸，提出分區(qū)域主動式超前支護策略，實現(xiàn)了支護模式的結(jié)構(gòu)性優(yōu)化。曹慶華等[20通過超前錨索補強支護技術(shù)優(yōu)化了支護布置參數(shù)，有效控制了回采巷道變形失穩(wěn)。劉琦等[21]針對超前支架反復(fù)支撐引發(fā)的頂板劣化問題，研發(fā)“錨索 + 錨索梁”復(fù)合支護體系，有效控制了頂板下沉量。然而，現(xiàn)有超前支護體系在特殊地質(zhì)條件和回采條件下的適應(yīng)性仍需進一步探索和完善[22-23]

本文以麻地梁煤礦507下降輔助運輸巷為研究對象，提出大采高綜放工作面采用補強錨索支護代替超前液壓支架的主動式超前支護技術(shù)，并進行現(xiàn)場應(yīng)用。利用煤巖體原位鉆孔窺視裝備，掌握了507綜放工作面回采巷道圍巖裂隙發(fā)育特征并進行圍巖穩(wěn)定性評價；結(jié)合目標巷道地質(zhì)條件設(shè)計錨桿（索）主動式超前支護技術(shù)參數(shù)；根據(jù)實體煤巷道支護模型理論計算了巷道圍巖支承力，并進行補強錨索主動式超前支護強度驗算，校核了補強錨索主動式超前支護方案的安全性；通過數(shù)值模擬和工業(yè)性試驗驗證了該方案的安全與穩(wěn)定。

1工程地質(zhì)特征

1.1巷道賦存地質(zhì)特征

麻地梁煤礦507綜放工作面開采5號煤層，煤層厚度為 9.50～12.40m ，煤層傾角為 3～7^° ，煤層結(jié)構(gòu)復(fù)雜。5號煤層直接頂為灰黑色泥巖，平均厚度為0.94m 。5號煤層基本頂為灰白色粗砂巖，平均厚度為 8.4m 。507工作面煤巖綜合柱狀圖如圖1所示。

507下降輔助運輸巷位于麻地梁煤礦東翼，標高為 +1015～+1040m. ，北臨509輔助運輸巷道，東部為507綜放工作面采空區(qū)，南部為507輔助運輸巷道，西臨副斜井等3條大巷；上覆、下伏煤層均未開采，周圍無老空區(qū)。507下降輔助運輸巷設(shè)計長度為 410m ，其特點在于部分頂板穩(wěn)定性差，具有明顯分區(qū)特征，巷道布置具體表現(xiàn)：滯后507回撤聯(lián)巷35m 范圍內(nèi)煤層厚度變化較大；滯后507回撤聯(lián)巷35～274m 范圍內(nèi)煤層較穩(wěn)定，頂煤厚度為 5.0～ 8.7m ，利于布置錨桿（索）開展主動式超前支護技術(shù)研究。507工作面采掘巷道布置如圖2所示。

1.2巷道裂隙發(fā)育特征

為研究507綜放工作面回采巷道圍巖裂隙演化規(guī)律，采用TS-C1201型礦用鉆孔成像儀（圖3）對煤巖體內(nèi)部裂隙進行觀測，為超前支護設(shè)計提供數(shù)據(jù)支撐。TS-C1201型礦用鉆孔成像系統(tǒng)由控制單元、探測單元和深度測量單元組成。探測單元通過推進裝置勻速進入鉆孔，同步采集孔壁圖像與空間數(shù)據(jù)；深度測量單元記錄探測路徑；控制單元整合處理數(shù)據(jù)，生成孔壁全景圖像與鉆孔可視化記錄，并標注孔壁深度與結(jié)構(gòu)損傷信息。

根據(jù)507綜放工作面地質(zhì)條件和頂板實際支護情況，以間隔距離漸進增加的方式，在滯后回撤聯(lián)巷12，28， 50m 處各設(shè)置1個測站，如圖4所示。每個測站布置2個頂板探測孔，孔位距巷道兩幫 1m ，鉆孔深度 10m ，孔徑 ?32mm 。鉆孔窺視結(jié)果如圖5和圖6所示。

發(fā)育帶、離層區(qū)、破碎區(qū)和完整帶。TS-C1201觀測數(shù)據(jù)顯示，507綜放工作面回采巷道頂板淺部存在少量縱向裂隙，其余區(qū)域裂隙不發(fā)育，表明頂板整體完整性良好。各測站頂板裂隙特征見表1。

1.3主動式超前支護方案

507下降輔助運輸巷為矩形斷面（寬 × 高 Σ=Σ 5300mm×3800mm） ，原采用3架超前液壓支架支護。鉆孔窺視結(jié)果表明，巷道頂板圍巖完整性良好，具備實施主動式超前支護的條件。據(jù)此，設(shè)計在滯后回撤聯(lián)巷 74.7m 至回撤聯(lián)巷段采用錨桿（索）聯(lián)合支護方案。

M3型鋼帶；左幫布置4根 ?20mm×2000mm 全螺紋錨桿（間排距 1000mm×1000mm） ；右?guī)筒捎?根 Φ20mm^× 2000mm 玻璃鋼錨桿（間排距 1000mm×1200mm） 。支護斷面與錨桿（索）布置如圖7和圖8所示。

2回采巷道主動式超前支護技術(shù)理論計算與強度校核

2.1巷道圍巖支承力和錨桿（索）支護強度計算

為驗證507綜放工作面兩巷超前段主動支護系統(tǒng)的強度適應(yīng)性，基于文獻[24]建立的實體煤巷道超前支護力學(xué)模型，計算圍巖支承力。507下降輔助運輸巷為兩側(cè)實體煤巷道，其簡化力學(xué)模型如圖9所示，其中 R₁，R₂，R₃ 分別為工作面?zhèn)?、非工作面?zhèn)葒鷰r及人工支護的支承力， a 為巷道寬度， t 為力學(xué)模型頂板厚度， θ 為巖層回轉(zhuǎn)角， s 為工作面?zhèn)葒鷰r承載寬度， z 為非工作面?zhèn)葒鷰r承載寬度， b 為巷道高度。

巷道頂板在錨桿（索）約束下可簡化為單層結(jié)構(gòu)。假設(shè)巷道圍巖受力關(guān)于中心線對稱分布，忽略兩幫超前支承應(yīng)力非均勻性對圍巖變形的影響。

s=z=r-b/2

式中 r 為巷道應(yīng)力影響半徑（取4倍巷道半徑，巷道半徑為矩形巷道寬度的一半，即 r=10.6m ）。

由式（1）可知 。

實體煤巷道圍巖變形計算模型如圖10所示，其中 S_a 為工作面?zhèn)葘嶓w煤幫的頂板變形量， S_b 為巷道頂板變形量， S_c 為非工作面?zhèn)葘嶓w煤幫的頂板變形量， S_d 為工作面?zhèn)葘嶓w煤幫的工作面?zhèn)茸冃瘟浚?S_e 為巷道的變形量， S_f 為非工作面?zhèn)葘嶓w煤幫的工作面?zhèn)茸冃瘟浚?d₁ 為工作面?zhèn)葘嶓w煤幫頂板下沉量， d₂ 為港道頂板下沉量， d₃ 為非工作面?zhèn)葘嶓w煤幫頂板下沉量。

假設(shè)巷道圍巖變形主要由煤層與直接頂厚度變化及擴容引起，則

式中 k₁ 為擴容系數(shù)， k₁=1.3 。

根據(jù)圖9、圖10中的幾何關(guān)系，聯(lián)立可得

式中： θ 為巖層回轉(zhuǎn)角； k_g 為螺紋鋼錨桿最大延伸率，k_g=15% k_s 為錨索最大延伸率， k_s=4% 。

基于應(yīng)力重分布理論，在采動應(yīng)力影響范圍的邊界處 （x=x₀） 滿足邊界條件，則

式中： σ_y|_x=x0 為 x=x₀ 處垂直應(yīng)力； σ_H 為原巖應(yīng)力；

A_x|_x=x0 為 x=x₀ 處水平位移。

由于基本頂與直接頂剛度顯著高于煤體，可對實體幫力學(xué)模型進行簡化，實體幫采用錨桿支護，作

用于實體幫的支護阻力為 P₃ 。實體幫力學(xué)模型如圖11所示。

將該模型簡化為平面應(yīng)變問題，用位移分量表示形變勢能 U_：

式中： E 為煤體彈性模量； μ 為煤體泊松比； u 為 x 方向位移分量； u 為 y 方向位移分量。

根據(jù)彈性力學(xué)，煤柱上任一點的垂直應(yīng)力分布為

式中 A₁，B₁ 為巷道支護參數(shù)。

結(jié)合式（4）得到巷道兩側(cè)實體煤支承力 R₁，R₂ 為

R₂=R₁=s（σ_y|_{x=0，y=b}+σ_y|_x=s，y=b）/2

由式（7）可得 R₂=R₁=2.8×10³kN/m

錨桿（索）支護強度為

式中： F 為錨桿（索）拉斷載荷，頂板錨桿拉斷載荷為 119.4kN ，頂板錨索拉斷載荷為 353kN ，左幫錨桿拉 斷載荷為 144.5kN ，右?guī)湾^桿拉斷載荷為 180kN c 為錨桿（索）排距； n 為每排錨桿（索）數(shù)量。

根據(jù)主動式超前支護初步方案，計算出頂板錨桿支護強度 Q_m1 為 1.09×10³kN/m ，頂板錨索支護強度 Q_m2 為 0.66×10³kN/m ，右?guī)湾^桿支護強度 Q_m3 為0.67×10³kN/m ，左幫錨桿支護強度 Q_m4 為 0.45× 10³kN/m 。因此，主動式超前支護強度 Q₁=Q_ml+Q_m2+

2.2補強錨索主動式超前支護方案與支護強度驗算

507綜放工作面進人煤層穩(wěn)定區(qū)后，因工作面接續(xù)需求，將滯后回撤聯(lián)巷 150m 處的超前液壓支架移至509工作面（圖12），導(dǎo)致507下降輔助運輸巷超前液壓支架控頂距縮減至 13m ，影響頂板穩(wěn)定性。同時，原主動式超前支護方案設(shè)計中取消了超前液壓支架，實際巷道中仍保留2架超前液壓支架，按原方案實施可能導(dǎo)致支護強度冗余。為此，優(yōu)化方案增加補強錨索：頂板每排增設(shè)3根 Φ21.6mm× 7300mm 、結(jié)構(gòu)為 1×7 股的預(yù)應(yīng)力鋼絞線錨索（間排距 2 000mm×2 400mm） ，位于原錨索排間，配套300mm×300mm×16mm 鼓形托盤，補強錨索拉斷載荷為 530kN 。優(yōu)化后支護方案如圖13和圖14所示。

在507下降輔助運輸巷超前工作面 50m 處開始施工。當(dāng)工作面推進至超前液壓支架進入錨桿（索）支護區(qū)域時，降低支架支撐高度，使其與頂板保持適當(dāng)間距，以驗證補強錨索主動支護效果。

假設(shè)507下降輔助運輸巷所受載荷均來自頂板 （頂煤與泥巖）自重，載荷為 0.41MPa ，則

式中： q 為巷道所受均布載荷； k₂ 為采動影響系數(shù)，k₂=8;g 為重力加速度， g=9.8N/kg;H 為巷道高度，H=3.8m;ρ₁ 為煤層容重， ρ₁=1300kN/m³;H H₁ 為煤層平均厚度， H₁=10m;ρ₂ 為泥巖容重， ρ₂=2000kN/m³ H₂ 為泥巖厚度， H₂=1m 。

考慮工作面采動影響，修正后的巷道超前支護阻力 Q_r 為

Q_r=1.1q（s+a+z）-（R₁+R₂）

修正后，巷道超前支護阻力 Q_r 為 3.707×10³kN/m □根據(jù)原主動式超前支護方案，其支護強度 Q₁ 為2.87×10³kN/m ，可見，原方案并不滿足507下降輔助運輸巷超前段回采支護要求。

采用補強錨索主動式超前支護方案后，根據(jù)式（8）計算得補強錨索支護強度 Q₂ 為 1.0×10³kN/m. 總超前支護強度為 Q₁+Q₂ Q₁+Q₂-Q_r=0.163×10³kN/m≥ 0。理論計算表明，補強支護后的巷道滿足507下降輔助運輸巷超前段回采支護要求。

3補強錨索主動式超前支護參數(shù)可行性數(shù)值模擬分析

3.1數(shù)值計算模型建立

為驗證補強錨索主動式超前支護方案對507下降輔助運輸巷圍巖穩(wěn)定性的控制效果，基于其矩形斷面特征（ 5300mm×3800mm 寬 ?× 高）），建立 200m× 60m×60m （長 × 寬 × 高）數(shù)值模型。模型兩側(cè)設(shè)置35m 邊界區(qū)域以消除邊界效應(yīng)，其中工作面傾向為長度方向，走向為寬度方向。采用摩爾-庫倫本構(gòu)模型，巖層及錨桿（索）力學(xué)參數(shù)見表2和表3。

模型上邊界施加垂直應(yīng)力 （2.5MPa/100m） ，巖層平均容重為 25kN/m³ 。根據(jù)地質(zhì)資料，水平應(yīng)力較小，側(cè)壓系數(shù)為0.8。模型下邊界約束縱橫向位移與速度，四周施加水平約束。初始平衡后進行巷道開挖與支護。數(shù)值模型如圖15所示。

3.2數(shù)值計算結(jié)果分析

超前工作面 10，30m 范圍巷道垂直應(yīng)力分布特征如圖16和圖17所示。可看出采用原主動式超前支護方案時，507綜放工作面回采期間，超前工作面 10m 范圍出現(xiàn)明顯的應(yīng)力集中，垂直方向最大應(yīng)力為4.5MPa 。超前工作面 30m 范圍，垂直方向最大應(yīng)力約為 5.5MPa 。增加錨索補強支護后，巷道垂直應(yīng)力小幅度下降，巷道垂直應(yīng)力場分布得到優(yōu)化?？梢?，采用補強錨索主動式超前支護代替超前液壓支架可以滿足超前支護要求。

超前工作面 10，30m 范圍巷道垂直位移分布特征如圖18和圖19所示，可看出采用原主動式超前支護方案時，507綜放工作面回采期間，在超前工作面 10m 范圍頂板最大下沉量約為 35mm 。增加錨索補強支護后，在超前工作面 10～30m 范圍頂板最大下沉量無明顯變化?？梢?，取消液壓支架，采用補強錨索主動式超前支護可以有效控制圍巖變形。

4 工業(yè)性試驗

4.1礦壓監(jiān)測方案

為驗證507下降輔助運輸巷補強錨索主動支護效果，開展礦壓監(jiān)測以評估其替代液壓支架的可行性。基于巷道地質(zhì)條件與支護現(xiàn)狀，在回撤聯(lián)巷滯后12， 50m 及超前 10m 處布置3個測站，如圖20所示，監(jiān)測內(nèi)容包括補強錨索受力、圍巖變形及頂板離層。

4.2507下降輔助運輸巷道礦壓顯現(xiàn)規(guī)律

4.2.1補強錨索受力變化規(guī)律

錨桿（索）受力監(jiān)測是評估巷道穩(wěn)定性的關(guān)鍵指標，通過分析支護體受力分布，可判斷錨桿（索）工作狀態(tài)，并為支護設(shè)計優(yōu)化提供依據(jù)。在每個測站最近一排補強錨索端部安裝機械式錨索受力計，共布置3個應(yīng)力傳感器。補強錨索受力監(jiān)測結(jié)果如圖21所示。

由圖21可看出，隨著507綜放工作面的推進，測站I錨索軸向載荷讀數(shù)無明顯變化且穩(wěn)定在 78kN 測站II錨索軸向載荷讀數(shù)變化小，測站IⅢI錨索軸向載荷讀數(shù)無明顯變化且穩(wěn)定在 。說明該段巷道采用補強錨索主動式超前支護方案后，巷道圍巖礦壓顯現(xiàn)不強烈，補強錨索的工作狀況良好。

4.2.2 巷道圍巖變形規(guī)律

采用“十字交叉法”監(jiān)測巷道表面位移，根據(jù)生產(chǎn)安排與變形速率記錄數(shù)據(jù)，直至變形穩(wěn)定。圍巖表面位移監(jiān)測結(jié)果如圖22所示。

由圖22可看出，測站I巷道圍巖頂?shù)装遄畲笙鄬ξ灰茷?32mm ，兩幫最大相對位移為 30mm ；測站ⅡI巷道圍巖頂?shù)装遄畲笙鄬ξ灰茷?41mm ，兩幫最大相對位移為 37mm ；測站II巷道圍巖頂?shù)装遄畲笙鄬ξ灰茷?8mm ，兩幫最大相對位移為 10mm 。可見各測站巷道圍巖未見明顯變形，頂板和兩幫煤巖體較為平整。說明該段巷道在回采期間總體礦壓顯現(xiàn)不明顯，補強錨索主動式超前支護效果良好。

4.2.3 巷道頂板離層規(guī)律

采用頂板離層儀監(jiān)測圍巖內(nèi)部位移變化，為錨桿（索）支護設(shè)計提供信息反饋。各測站頂板中間布置1組離層儀，深基點為 6.0m ，淺基點為 3.0m 。觀測數(shù)據(jù)整理后得到各測站頂板離層變化曲線，如圖23所示。

由圖23可看出，3個測站在深淺基點處變化均較小，最大相對位移為 1mm ，影響范圍在 10m 以內(nèi)。說明該段巷道頂板幾乎未發(fā)生離層，與補強錨索受力情況基本吻合。

工業(yè)性試驗表明，麻地梁煤礦大采高綜放工作面采用補強錨索主動式超前支護替代液壓支架，有效控制了507下降輔助運輸巷超前區(qū)域圍巖，滿足安全高效回采要求。建議取消液壓支架，采用補強錨索主動式超前支護技術(shù)，以簡化支護工序，降低工人勞動強度。該技術(shù)的推廣應(yīng)用將加速麻地梁煤礦綜放工作面超前支護少人化/無人化及開采智能化進程。

5結(jié)論

1）507綜放工作面回采巷道頂板完整性良好，無破碎區(qū)與離層區(qū)，具備實施主動支護的地質(zhì)條件?；?07下降輔助運輸巷工程實踐，采用補強錨索主動式超前支護代替超前液壓支架。理論計算表明，補強錨索支護顯著提升了支護系統(tǒng)強度，滿足巷道超前段支護需求。

2）數(shù)值模擬表明，507綜放工作面回采期間，采用原主動式超前支護方案，超前工作面 10m 范圍內(nèi)出現(xiàn)應(yīng)力集中，垂直方向最大應(yīng)力約為 4.5MPa ，頂板最大下沉量約為 35mm 。采用錨桿（索）補強支護后，巷道垂直應(yīng)力小幅度下降，巷道垂直應(yīng)力場分布得到優(yōu)化；在超前工作面 10～30m 范圍頂板最大下沉量無明顯變化。

3）現(xiàn)場監(jiān)測顯示，補強錨索受力穩(wěn)定，約為81kN ；巷道頂?shù)装寮皟蓭妥畲笪灰品謩e為41， 37mm 頂板無離層現(xiàn)象。

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