采煤工作面矿压观测总结
2015年1月份矿压观测总结
211302工作面1月23日开始生产，截止到1月底，211302工作面机头累计推进51.2m；机尾累计推进48.6m。工作面初次来压分布不均衡，压力分段显现，来压时顶板破碎，煤帮有破断的声音，部分支架安全阀打开。
（1）由上部测站（133#、148#、162#支架）矿压观测数据统计分析可知，上部测站顶板初次来压步距为30.6~34.3m，三支架平均初次来压步距为32.58m。顶板来压时加权阻力为2413.12~2914.22kN，平均动载系数为1.32。来压持续长度为0.8~5.6m，三支架平均来压持续长度2.21m。来压期间支架下缩量增大，煤壁片帮、回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显，上部工作面整体状况良好。
（2）由中部测站（58#、74#、90#、109#支架）矿压观测数据统计分析可知，中部测站顶板初次来压步距为20.6~25.8m，三支架平均初次来压步距24.2m。顶板来压时加权阻力为2526.89~3228.65kN，平均动载系数为1.36。来压持续长度为0.8~4.8m，三支架平均来压持续长度2.46m。来压期间支架下缩量增大，煤壁片帮、回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显，中部工作面整体状况良好。
（3）由下部测站（14#、27#、42#支架）矿压观测数据统计分析可知，下部测站顶板初次来压步距为28.2~32.3m，三支架来压步距平均值为30.86 m。顶板来压时加权阻力为
2283.25~3102.36kN，平均动载系数为1.70。来压持续长度为0.4~14.2m，三支架平均来压持续2.56m。来压期间支架下缩量增大，工作面端头煤壁略有片帮，回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显，下部工作面整体状况良好。
现场矿压监测表明：基本顶沿工作面倾斜方向分段来压比较明显，来压次序一般为先中部后上、下部。上、中、下三段来压强度也有差异，下部来压比上部强烈，这主要与采空区冒落程度有关，应加强对工作面下部支架支护质量的管理。但总体来说，211302工作面基本顶来压并不强烈。
工作面在推进过程中，存在顺槽老塘的悬顶情况，并适当在排头支架放煤，拆卸两顺槽锚索，控制老塘悬顶距离。回采过程中加强端头支护管理，保证端头和1#支架、超前单体的支护质量，保证单体液压支柱迎山有力；回、支支柱时首先观察接顶材料是否可靠，有无坠落的危险；保证每班的巡查工作，发现隐患及时处理。
周期来压在75#-115#周期来压相对剧烈，部分支架安全阀卸载，支架工作阻力较大，支架工、煤机司机要相互配合，控制采高，并保证支架初撑力；确保工作面的推进速度，并随时观察煤壁片帮，顶板破碎情况，发现意情及时汇报。
2015年11月份矿压观测总结
截止到11月底，211302工作面机头累计推进1580.6m，当月推进158.2m；机尾累计推进1580m，当月推进153.4m。
工作面周期来压13次，来压步距在11.9m左右。211302工作面周期来压分布不均衡，压力分段显现，75#—105#支架段先来压，来压显现明显，来压时顶板破碎，煤帮有破断的声音，部分支架安全阀打开。
（1）由上部测站（133#、148#、162#支架）矿压观测数据统计分析可知，上部测站顶板周期来压步距为7.5~20.3m，三支架平均周期来压步距为12.58m。顶板来压时加权阻力为2413.12~2914.22kN，平均动载系数为1.58。来压持续长度为0.8~5.6m，三支架平均来压持续长度2.21m。来压期间支架下缩量增大，煤壁片帮、回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显，上部工作面整体状况良好。
（2）由中部测站（58#、74#、90#、109#支架）矿压观测数据统计分析可知，中部测站顶板周期来压步距为6.9~25.6m，三支架平均周期来压步距11.12m。顶板来压时加权阻力为2526.89~3228.65kN，平均动载系数为1.52。来压持续长度为0.4~8.2m，三支架平均来压持续长度2.46m。来压期间支架下缩量增大，煤壁片帮、回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显，中部工作面整体状况良好。
（3）由下部测站（14#、27#、42#支架）矿压观测数据统计分析可知，下部测站顶板周期来压步距为6.2~26.3m，三支架来压步距平均值为9.86 m。顶板来压时加权阻力为2283.25~3102.36kN，平均动载系数为1.70。来压持续长度
为0.4~14.2m，三支架平均来压持续2.56m。来压期间支架下缩量增大，工作面端头煤壁略有片帮，回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显，下部工作面整体状况良好。
现场矿压监测表明：基本顶沿工作面倾斜方向分段来压比较明显，来压次序一般为先中部后上、下部。上、中、下三段来压强度也有差异，下部来压比上部强烈，这主要与采空区冒落程度有关，应加强对工作面下部支架支护质量的管理。但总体来说，211302工作面基本顶来压并不强烈。
工作面在推进过程中，存在顺槽老塘的悬顶情况，并适当在排头支架放煤，拆卸两顺槽锚索，控制老塘悬顶距离。回采过程中加强端头支护管理，保证端头和1#支架、超前单体的支护质量，保证单体液压支柱迎山有力；回、支支柱时首先观察接顶材料是否可靠，有无坠落的危险；保证每班的巡查工作，发现隐患及时处理。
周期来压在75#-115#周期来压相对剧烈，部分支架安全阀卸载，支架工作阻力较大，支架工、煤机司机要相互配合，控制采高，并保证支架初撑力；确保工作面的推进速度，并随时观察煤壁片帮，顶板破碎情况，发现意情及时汇报。
2015年11月份矿压观测总结
截止到11月底，211302工作面机头累计推进1580.6m，当月推进158.2m；机尾累计推进1580m，当月推进153.4m。工作面周期来压13次，来压步距在11.9m左右。211302工
作面周期来压分布不均衡，压力分段显现，75#—105#支架段先来压，来压显现明显，来压时顶板破碎，煤帮有破断的声音，部分支架安全阀打开。
（1）由上部测站（133#、148#、162#支架）矿压观测数据统计分析可知，上部测站顶板周期来压步距为7.5~20.3m，三支架平均周期来压步距为12.58m。顶板来压时加权阻力为2413.12~2914.22kN，平均动载系数为1.58。来压持续长度为0.8~5.6m，三支架平均来压持续长度2.21m。来压期间支架下缩量增大，煤壁片帮、回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显，上部工作面整体状况良好。
（2）由中部测站（58#、74#、90#、109#支架）矿压观测数据统计分析可知，中部测站顶板周期来压步距为6.9~25.6m，三支架平均周期来压步距11.12m。顶板来压时加权阻力为2526.89~3228.65kN，平均动载系数为1.52。来压持续长度为0.4~8.2m，三支架平均来压持续长度2.46m。来压期间支架下缩量增大，煤壁片帮、回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显，中部工作面整体状况良好。
（3）由下部测站（14#、27#、42#支架）矿压观测数据统计分析可知，下部测站顶板周期来压步距为6.2~26.3m，三支架来压步距平均值为9.86 m。顶板来压时加权阻力为2283.25~3102.36kN，平均动载系数为1.70。来压持续长度为0.4~14.2m，三支架平均来压持续2.56m。来压期间支架
下缩量增大，工作面端头煤壁略有片帮，回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显，下部工作面整体状况良好。
现场矿压监测表明：基本顶沿工作面倾斜方向分段来压比较明显，来压次序一般为先中部后上、下部。上、中、下三段来压强度也有差异，下部来压比上部强烈，这主要与采空区冒落程度有关，应加强对工作面下部支架支护质量的管理。但总体来说，211302工作面基本顶来压并不强烈。
工作面在推进过程中，存在顺槽老塘的悬顶情况，并适当在排头支架放煤，拆卸两顺槽锚索，控制老塘悬顶距离。回采过程中加强端头支护管理，保证端头和1#支架、超前单体的支护质量，保证单体液压支柱迎山有力；回、支支柱时首先观察接顶材料是否可靠，有无坠落的危险；保证每班的巡查工作，发现隐患及时处理。
周期来压在75#-115#周期来压相对剧烈，部分支架安全阀卸载，支架工作阻力较大，支架工、煤机司机要相互配合，控制采高，并保证支架初撑力；确保工作面的推进速度，并随时观察煤壁片帮，顶板破碎情况，发现意情及时汇报。
2015年11月份矿压观测总结
截止到11月底，211302工作面机头累计推进1580.6m，当月推进158.2m；机尾累计推进1580m，当月推进153.4m。工作面周期来压13次，来压步距在11.9m左右。211302工作面周期来压分布不均衡，压力分段显现，75#—105#支架
段先来压，来压显现明显，来压时顶板破碎，煤帮有破断的声音，部分支架安全阀打开。
（1）由上部测站（133#、148#、162#支架）矿压观测数据统计分析可知，上部测站顶板周期来压步距为7.5~20.3m，三支架平均周期来压步距为12.58m。顶板来压时加权阻力为2413.12~2914.22kN，平均动载系数为1.58。来压持续长度为0.8~5.6m，三支架平均来压持续长度2.21m。来压期间支架下缩量增大，煤壁片帮、回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显，上部工作面整体状况良好。
（2）由中部测站（58#、74#、90#、109#支架）矿压观测数据统计分析可知，中部测站顶板周期来压步距为6.9~25.6m，三支架平均周期来压步距11.12m。顶板来压时加权阻力为2526.89~3228.65kN，平均动载系数为1.52。来压持续长度为0.4~8.2m，三支架平均来压持续长度2.46m。来压期间支架下缩量增大，煤壁片帮、回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显，中部工作面整体状况良好。
（3）由下部测站（14#、27#、42#支架）矿压观测数据统计分析可知，下部测站顶板周期来压步距为6.2~26.3m，三支架来压步距平均值为9.86 m。顶板来压时加权阻力为2283.25~3102.36kN，平均动载系数为1.70。来压持续长度为0.4~14.2m，三支架平均来压持续2.56m。来压期间支架下缩量增大，工作面端头煤壁略有片帮，回采巷道变形等其
他矿山压力现象并不明显，下部工作面整体状况良好。
现场矿压监测表明：基本顶沿工作面倾斜方向分段来压比较明显，来压次序一般为先中部后上、下部。上、中、下三段来压强度也有差异，下部来压比上部强烈，这主要与采空区冒落程度有关，应加强对工作面下部支架支护质量的管理。但总体来说，211302工作面基本顶来压并不强烈。
工作面在推进过程中，存在顺槽老塘的悬顶情况，并适当在排头支架放煤，拆卸两顺槽锚索，控制老塘悬顶距离。回采过程中加强端头支护管理，保证端头和1#支架、超前单体的支护质量，保证单体液压支柱迎山有力；回、支支柱时首先观察接顶材料是否可靠，有无坠落的危险；保证每班的巡查工作，发现隐患及时处理。
周期来压在75#-115#周期来压相对剧烈，部分支架安全阀卸载，支架工作阻力较大，支架工、煤机司机要相互配合，控制采高，并保证支架初撑力；确保工作面的推进速度，并随时观察煤壁片帮，顶板破碎情况，发现意情及时汇报。
2015年11月份矿压观测总结
截止到11月底，211302工作面机头累计推进1580.6m，当月推进158.2m；机尾累计推进1580m，当月推进153.4m。工作面周期来压13次，来压步距在11.9m左右。211302工作面周期来压分布不均衡，压力分段显现，75#—105#支架段先来压，来压显现明显，来压时顶板破碎，煤帮有破断的
声音，部分支架安全阀打开。
（1）由上部测站（133#、148#、162#支架）矿压观测数据统计分析可知，上部测站顶板周期来压步距为7.5~20.3m，三支架平均周期来压步距为12.58m。顶板来压时加权阻力为2413.12~2914.22kN，平均动载系数为1.58。来压持续长度为0.8~5.6m，三支架平均来压持续长度2.21m。来压期间支架下缩量增大，煤壁片帮、回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显，上部工作面整体状况良好。
（2）由中部测站（58#、74#、90#、109#支架）矿压观测数据统计分析可知，中部测站顶板周期来压步距为6.9~25.6m，三支架平均周期来压步距11.12m。顶板来压时加权阻力为2526.89~3228.65kN，平均动载系数为1.52。来压持续长度为0.4~8.2m，三支架平均来压持续长度2.46m。来压期间支架下缩量增大，煤壁片帮、回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显，中部工作面整体状况良好。
（3）由下部测站（14#、27#、42#支架）矿压观测数据统计分析可知，下部测站顶板周期来压步距为6.2~26.3m，三支架来压步距平均值为9.86 m。顶板来压时加权阻力为2283.25~3102.36kN，平均动载系数为1.70。来压持续长度为0.4~14.2m，三支架平均来压持续2.56m。来压期间支架下缩量增大，工作面端头煤壁略有片帮，回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显，下部工作面整体状况良好。
现场矿压监测表明：基本顶沿工作面倾斜方向分段来压比较明显，来压次序一般为先中部后上、下部。上、中、下三段来压强度也有差异，下部来压比上部强烈，这主要与采空区冒落程度有关，应加强对工作面下部支架支护质量的管理。但总体来说，211302工作面基本顶来压并不强烈。
工作面在推进过程中，存在顺槽老塘的悬顶情况，并适当在排头支架放煤，拆卸两顺槽锚索，控制老塘悬顶距离。回采过程中加强端头支护管理，保证端头和1#支架、超前单体的支护质量，保证单体液压支柱迎山有力；回、支支柱时首先观察接顶材料是否可靠，有无坠落的危险；保证每班的巡查工作，发现隐患及时处理。
周期来压在75#-115#周期来压相对剧烈，部分支架安全阀卸载，支架工作阻力较大，支架工、煤机司机要相互配合，控制采高，并保证支架初撑力；确保工作面的推进速度，并随时观察煤壁片帮，顶板破碎情况，发现意情及时汇报。
2015年11月份矿压观测总结
截止到11月底，211302工作面机头累计推进1580.6m，当月推进158.2m；机尾累计推进1580m，当月推进153.4m。工作面周期来压13次，来压步距在11.9m左右。211302工作面周期来压分布不均衡，压力分段显现，75#—105#支架段先来压，来压显现明显，来压时顶板破碎，煤帮有破断的声音，部分支架安全阀打开。
（1）由上部测站（133#、148#、162#支架）矿压观测数据统计分析可知，上部测站顶板周期来压步距为7.5~20.3m，三支架平均周期来压步距为12.58m。顶板来压时加权阻力为2413.12~2914.22kN，平均动载系数为1.58。来压持续长度为0.8~5.6m，三支架平均来压持续长度2.21m。来压期间支架下缩量增大，煤壁片帮、回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显，上部工作面整体状况良好。
（2）由中部测站（58#、74#、90#、109#支架）矿压观测数据统计分析可知，中部测站顶板周期来压步距为6.9~25.6m，三支架平均周期来压步距11.12m。顶板来压时加权阻力为2526.89~3228.65kN，平均动载系数为1.52。来压持续长度为0.4~8.2m，三支架平均来压持续长度2.46m。来压期间支架下缩量增大，煤壁片帮、回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显，中部工作面整体状况良好。
（3）由下部测站（14#、27#、42#支架）矿压观测数据统计分析可知，下部测站顶板周期来压步距为6.2~26.3m，三支架来压步距平均值为9.86 m。顶板来压时加权阻力为2283.25~3102.36kN，平均动载系数为1.70。来压持续长度为0.4~14.2m，三支架平均来压持续2.56m。来压期间支架下缩量增大，工作面端头煤壁略有片帮，回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显，下部工作面整体状况良好。
现场矿压监测表明：基本顶沿工作面倾斜方向分段来压
比较明显，来压次序一般为先中部后上、下部。上、中、下三段来压强度也有差异，下部来压比上部强烈，这主要与采空区冒落程度有关，应加强对工作面下部支架支护质量的管理。但总体来说，211302工作面基本顶来压并不强烈。
工作面在推进过程中，存在顺槽老塘的悬顶情况，并适当在排头支架放煤，拆卸两顺槽锚索，控制老塘悬顶距离。回采过程中加强端头支护管理，保证端头和1#支架、超前单体的支护质量，保证单体液压支柱迎山有力；回、支支柱时首先观察接顶材料是否可靠，有无坠落的危险；保证每班的巡查工作，发现隐患及时处理。
周期来压在75#-115#周期来压相对剧烈，部分支架安全阀卸载，支架工作阻力较大，支架工、煤机司机要相互配合，控制采高，并保证支架初撑力；确保工作面的推进速度，并随时观察煤壁片帮，顶板破碎情况，发现意情及时汇报。
2015年11月份矿压观测总结
截止到11月底，211302工作面机头累计推进1580.6m，当月推进158.2m；机尾累计推进1580m，当月推进153.4m。工作面周期来压13次，来压步距在11.9m左右。211302工作面周期来压分布不均衡，压力分段显现，75#—105#支架段先来压，来压显现明显，来压时顶板破碎，煤帮有破断的声音，部分支架安全阀打开。
（1）由上部测站（133#、148#、162#支架）矿压观测
数据统计分析可知，上部测站顶板周期来压步距为7.5~20.3m，三支架平均周期来压步距为12.58m。顶板来压时加权阻力为2413.12~2914.22kN，平均动载系数为1.58。来压持续长度为0.8~5.6m，三支架平均来压持续长度2.21m。来压期间支架下缩量增大，煤壁片帮、回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显，上部工作面整体状况良好。
（2）由中部测站（58#、74#、90#、109#支架）矿压观测数据统计分析可知，中部测站顶板周期来压步距为6.9~25.6m，三支架平均周期来压步距11.12m。顶板来压时加权阻力为2526.89~3228.65kN，平均动载系数为1.52。来压持续长度为0.4~8.2m，三支架平均来压持续长度2.46m。来压期间支架下缩量增大，煤壁片帮、回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显，中部工作面整体状况良好。
（3）由下部测站（14#、27#、42#支架）矿压观测数据统计分析可知，下部测站顶板周期来压步距为6.2~26.3m，三支架来压步距平均值为9.86 m。顶板来压时加权阻力为2283.25~3102.36kN，平均动载系数为1.70。来压持续长度为0.4~14.2m，三支架平均来压持续2.56m。来压期间支架下缩量增大，工作面端头煤壁略有片帮，回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显，下部工作面整体状况良好。
现场矿压监测表明：基本顶沿工作面倾斜方向分段来压比较明显，来压次序一般为先中部后上、下部。上、中、下
三段来压强度也有差异，下部来压比上部强烈，这主要与采空区冒落程度有关，应加强对工作面下部支架支护质量的管理。但总体来说，211302工作面基本顶来压并不强烈。
工作面在推进过程中，存在顺槽老塘的悬顶情况，并适当在排头支架放煤，拆卸两顺槽锚索，控制老塘悬顶距离。回采过程中加强端头支护管理，保证端头和1#支架、超前单体的支护质量，保证单体液压支柱迎山有力；回、支支柱时首先观察接顶材料是否可靠，有无坠落的危险；保证每班的巡查工作，发现隐患及时处理。
周期来压在75#-115#周期来压相对剧烈，部分支架安全阀卸载，支架工作阻力较大，支架工、煤机司机要相互配合，控制采高，并保证支架初撑力；确保工作面的推进速度，并随时观察煤壁片帮，顶板破碎情况，发现意情及时汇报。
2015年11月份矿压观测总结
截止到11月底，211302工作面机头累计推进1580.6m，当月推进158.2m；机尾累计推进1580m，当月推进153.4m。工作面周期来压13次，来压步距在11.9m左右。211302工作面周期来压分布不均衡，压力分段显现，75#—105#支架段先来压，来压显现明显，来压时顶板破碎，煤帮有破断的声音，部分支架安全阀打开。
（1）由上部测站（133#、148#、162#支架）矿压观测数据统计分析可知，上部测站顶板周期来压步距为
7.5~20.3m，三支架平均周期来压步距为12.58m。顶板来压时加权阻力为2413.12~2914.22kN，平均动载系数为1.58。来压持续长度为0.8~5.6m，三支架平均来压持续长度2.21m。来压期间支架下缩量增大，煤壁片帮、回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显，上部工作面整体状况良好。
（2）由中部测站（58#、74#、90#、109#支架）矿压观测数据统计分析可知，中部测站顶板周期来压步距为6.9~25.6m，三支架平均周期来压步距11.12m。顶板来压时加权阻力为2526.89~3228.65kN，平均动载系数为1.52。来压持续长度为0.4~8.2m，三支架平均来压持续长度2.46m。来压期间支架下缩量增大，煤壁片帮、回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显，中部工作面整体状况良好。
（3）由下部测站（14#、27#、42#支架）矿压观测数据统计分析可知，下部测站顶板周期来压步距为6.2~26.3m，三支架来压步距平均值为9.86 m。顶板来压时加权阻力为2283.25~3102.36kN，平均动载系数为1.70。来压持续长度为0.4~14.2m，三支架平均来压持续2.56m。来压期间支架下缩量增大，工作面端头煤壁略有片帮，回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显，下部工作面整体状况良好。
现场矿压监测表明：基本顶沿工作面倾斜方向分段来压比较明显，来压次序一般为先中部后上、下部。上、中、下三段来压强度也有差异，下部来压比上部强烈，这主要与采
空区冒落程度有关，应加强对工作面下部支架支护质量的管理。但总体来说，211302工作面基本顶来压并不强烈。
工作面在推进过程中，存在顺槽老塘的悬顶情况，并适当在排头支架放煤，拆卸两顺槽锚索，控制老塘悬顶距离。回采过程中加强端头支护管理，保证端头和1#支架、超前单体的支护质量，保证单体液压支柱迎山有力；回、支支柱时首先观察接顶材料是否可靠，有无坠落的危险；保证每班的巡查工作，发现隐患及时处理。
周期来压在75#-115#周期来压相对剧烈，部分支架安全阀卸载，支架工作阻力较大，支架工、煤机司机要相互配合，控制采高，并保证支架初撑力；确保工作面的推进速度，并随时观察煤壁片帮，顶板破碎情况，发现意情及时汇报。
2015年11月份矿压观测总结
截止到11月底，211302工作面机头累计推进1580.6m，当月推进158.2m；机尾累计推进1580m，当月推进153.4m。工作面周期来压13次，来压步距在11.9m左右。211302工作面周期来压分布不均衡，压力分段显现，75#—105#支架段先来压，来压显现明显，来压时顶板破碎，煤帮有破断的声音，部分支架安全阀打开。
（1）由上部测站（133#、148#、162#支架）矿压观测数据统计分析可知，上部测站顶板周期来压步距为7.5~20.3m，三支架平均周期来压步距为12.58m。顶板来压
时加权阻力为2413.12~2914.22kN，平均动载系数为1.58。来压持续长度为0.8~5.6m，三支架平均来压持续长度2.21m。来压期间支架下缩量增大，煤壁片帮、回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显，上部工作面整体状况良好。
（2）由中部测站（58#、74#、90#、109#支架）矿压观测数据统计分析可知，中部测站顶板周期来压步距为6.9~25.6m，三支架平均周期来压步距11.12m。顶板来压时加权阻力为2526.89~3228.65kN，平均动载系数为1.52。来压持续长度为0.4~8.2m，三支架平均来压持续长度2.46m。来压期间支架下缩量增大，煤壁片帮、回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显，中部工作面整体状况良好。
（3）由下部测站（14#、27#、42#支架）矿压观测数据统计分析可知，下部测站顶板周期来压步距为6.2~26.3m，三支架来压步距平均值为9.86 m。顶板来压时加权阻力为2283.25~3102.36kN，平均动载系数为1.70。来压持续长度为0.4~14.2m，三支架平均来压持续2.56m。来压期间支架下缩量增大，工作面端头煤壁略有片帮，回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显，下部工作面整体状况良好。
现场矿压监测表明：基本顶沿工作面倾斜方向分段来压比较明显，来压次序一般为先中部后上、下部。上、中、下三段来压强度也有差异，下部来压比上部强烈，这主要与采空区冒落程度有关，应加强对工作面下部支架支护质量的管
理。但总体来说，211302工作面基本顶来压并不强烈。
工作面在推进过程中，存在顺槽老塘的悬顶情况，并适当在排头支架放煤，拆卸两顺槽锚索，控制老塘悬顶距离。回采过程中加强端头支护管理，保证端头和1#支架、超前单体的支护质量，保证单体液压支柱迎山有力；回、支支柱时首先观察接顶材料是否可靠，有无坠落的危险；保证每班的巡查工作，发现隐患及时处理。
周期来压在75#-115#周期来压相对剧烈，部分支架安全阀卸载，支架工作阻力较大，支架工、煤机司机要相互配合，控制采高，并保证支架初撑力；确保工作面的推进速度，并随时观察煤壁片帮，顶板破碎情况，发现意情及时汇报。
2015年11月份矿压观测总结
截止到11月底，211302工作面机头累计推进1580.6m，当月推进158.2m；机尾累计推进1580m，当月推进153.4m。工作面周期来压13次，来压步距在11.9m左右。211302工作面周期来压分布不均衡，压力分段显现，75#—105#支架段先来压，来压显现明显，来压时顶板破碎，煤帮有破断的声音，部分支架安全阀打开。
（1）由上部测站（133#、148#、162#支架）矿压观测数据统计分析可知，上部测站顶板周期来压步距为7.5~20.3m，三支架平均周期来压步距为12.58m。顶板来压时加权阻力为2413.12~2914.22kN，平均动载系数为1.58。
来压持续长度为0.8~5.6m，三支架平均来压持续长度2.21m。来压期间支架下缩量增大，煤壁片帮、回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显，上部工作面整体状况良好。
（2）由中部测站（58#、74#、90#、109#支架）矿压观测数据统计分析可知，中部测站顶板周期来压步距为6.9~25.6m，三支架平均周期来压步距11.12m。顶板来压时加权阻力为2526.89~3228.65kN，平均动载系数为1.52。来压持续长度为0.4~8.2m，三支架平均来压持续长度2.46m。来压期间支架下缩量增大，煤壁片帮、回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显，中部工作面整体状况良好。
（3）由下部测站（14#、27#、42#支架）矿压观测数据统计分析可知，下部测站顶板周期来压步距为6.2~26.3m，三支架来压步距平均值为9.86 m。顶板来压时加权阻力为2283.25~3102.36kN，平均动载系数为1.70。来压持续长度为0.4~14.2m，三支架平均来压持续2.56m。来压期间支架下缩量增大，工作面端头煤壁略有片帮，回采巷道变形等其他矿山压力现象并不明显，下部工作面整体状况良好。
现场矿压监测表明：基本顶沿工作面倾斜方向分段来压比较明显，来压次序一般为先中部后上、下部。上、中、下三段来压强度也有差异，下部来压比上部强烈，这主要与采空区冒落程度有关，应加强对工作面下部支架支护质量的管理。但总体来说，211302工作面基本顶来压并不强烈。
工作面在推进过程中，存在顺槽老塘的悬顶情况，并适当在排头支架放煤，拆卸两顺槽锚索，控制老塘悬顶距离。回采过程中加强端头支护管理，保证端头和1#支架、超前单体的支护质量，保证单体液压支柱迎山有力；回、支支柱时首先观察接顶材料是否可靠，有无坠落的危险；保证每班的巡查工作，发现隐患及时处理。
周期来压在75#-115#周期来压相对剧烈，部分支架安全阀卸载，支架工作阻力较大，支架工、煤机司机要相互配合，控制采高，并保证支架初撑力；确保工作面的推进速度，并随时观察煤壁片帮，顶板破碎情况，发现意情及时汇报。
2015年11月份矿压观测总结
截止到11月底，211302工作面机头累计推进1580.6m，当月推进158.2m；机尾累计推进1580m，当月推进153.4m。工作面周期来压13次，来压步距在11.9m左右。211302工作面周期来压分布不均衡，压力分段显现，75#—105#支架段先来压，来压显现明显，来压时顶板破碎，煤帮有破断的声音，部分支架安全阀打开。
（1）由上部测站（133#、148#、162#支架）矿压观测数据统计分析可知，上部测站顶板周期来压步距为7.5~20.3m，三支架平均周期来压步距为12.58m。顶板来压时加权阻力为2413.12~2914.22kN，平均动载系数为1.58。来压持续长度为0.8~5.6m，三支架平均来压持续长度2.21m。
综采工作面矿压观测报告(模板)
×××综采工作面矿压观测总结报告 单位：__________________ 区队：__________________ 编写人：________________
目录 1 工作面地质及开采条件 .................................................................................... - 1 - 1.1工作面地质及开采条件............................................................................... - 1 - 1.1.1工作面概况及地质说明书 ..................................................................... - 1 - 1.1.2顶底板岩层岩性组合结构分析 ............................................................. - 3 - 1.1.2地质 ........................................................................................................ - 3 - 1.2支护 .............................................................................................................. - 3 - 1.2.1正常支护 ................................................................................................ - 3 - 1.2.2特殊支护 ................................................................................................ - 4 - 1.2.3确定支护强度 ........................................................................................ - 4 - 1.2.4巷道布置 ................................................................................................ - 4 - 2 矿压观测计划.................................................................................................... - 5 - 2.1 矿压观测领导小组...................................................................................... - 5 - 2.2×××综采工作面矿压观测的目的和任务....................................................... - 5 - 2.3观测方案 ...................................................................................................... - 5 - 2.3.1观测工具 ................................................................................................ - 5 - 2.3.2测线布置 ................................................................................................ - 6 - 2.3.3研究方法 ................................................................................................ - 6 - 2.4矿压观测内容 .............................................................................................. - 6 - 2.4.1顶板动态： ............................................................................................ - 6 - 2.4.2支护质量 ................................................................................................ - 6 - 2.4.3 ×××工作面矿压观测方法 ..................................................................... - 7 - 2.4.4 ×××工作面观测效果预计 ..................................................................... - 7 - 2.4.5 ×××工作面观测制度及守则 ................................................................. - 7 - 2.4.6 ×××工作面观测记录表格及资料整理表格设计 .................................. - 7 - 3 矿压规律分析.................................................................................................... - 8 - 3.1 初采期间的矿压规律.................................................................................. - 8 -
矿压预测预报制度及矿压观测方案
矿压预测预报制度及矿压观测方案 一、矿压预测预报制度 1、初采工作面根据顶板控制设计，预测工作面的初次来压及周期来压步距。 2、工作面两顺槽要根据顶板结构和岩性安装顶板离层探测仪观测顶板，专人对顶板观测仪定期观测、记录分析。 3、工作面回采期间对超前支护阻力及工作面支护阻力进行观测，以及顶板破碎、煤壁冒漏片帮情况进行观测，并作好观测记录，形成报表报生产技术部。 4、在工作面上下出口预计来压位置悬挂周期来压预报牌板。 5、经过多次来压数据分析，掌握来压规律，对预计的初次来压及周期来压步距误差进行修正。 6、工作面回采结束后根据所有矿压观测资料编写矿压总结报告，并交技术科存档。 二、矿压观测方案 （一）、矿压观测内容 综采工作面的矿压观测研究的内容主要有： 支架阻力观测、支架活柱缩量观测、巷道围岩变形观测、巷道围岩表面位移观测、顺槽超前支护范围内单体液压支柱阻力观测，以及支护质量动态监测。 根据观测结果对工作面顶板及顶板活动规律、来压特征，工作面支架受力特点，支架对顶板的适应性和控制效果，超前支撑压力影响范围和分布特点，顶板、煤层稳定性，工作面支护质量等进行分析，并进一步了解煤、岩体力学参数等基础数据。
（二）、观测方法 1、支架阻力观测 利用（圆图压力自记仪）或压力表分别在工作面均匀布置10条观测线，观测支架前、后柱工作阻力的变化。测线布置在（133架）4#、18#、32#、46#、60#、74#、88#、102#、116#、130#支架上。由矿压部门、生产单位连续观测支架的初撑力、工作阻力。 2、支架活柱观测 用标记法在工作面上、中、下布置3条观测线，在移架后、下次移架前测量活柱下缩量。根据循环的次数，可算出循环下缩量和下缩速度。其测线与支架阻力测线对应布置，即分别布置在18#、60#、102#支架上。 3、统计观测 沿工作面采煤机移动方向每隔5架作为一观测剖面，矿压部门每班（天）统计一次端面顶板的破碎情况及煤壁的片帮情况（包括梁端距、片帮、冒高超过0.3m以上的区域及顶板破碎情况），同时统计支架安全阀开启量（率）、顶板冒落状况和支架因顶板压力损坏的部件等。 4、顺槽的矿压观测 （1）超前支护单体液压支柱阻力观测 在两顺槽超前支护范围内均匀各取5个点，用测压表测单体液压工作阻力。 （2）巷道围岩变形观测 利用顺槽成巷期间设置的观测基点观测。即两顺槽每隔50m安设顶板离层探测仪，监测顺槽顶板底板的相对移进量，用来推断顶板的运动过程和状态。 观测次数每10天观测一次。距离切眼较近的顶板离层仪，当临近顶板来压时加密观测，可视变化情况每天（班）观测一次。 （3）巷道围岩表面位移观测
采煤工作面矿压分析报告
山西王家峪煤业有限公司150102综采工作面矿压观测分析报告 调度室 2018年2月1日
150102工作面矿压分析报告 一、150102工作面基本情况 1、150102工作面位于+680水平，工作面标高为+620—+670m ，该工作面可长度为790m ，工作面长度为180m ，面积为142200㎡，平均煤厚3.61米，倾角5—10度，平均7.5°。150102工作面位于井田的中部。其周围均为未开采区域。 2、地质情况 3、采煤方法 本工作面采用走向长壁一次采全高的采煤方法 工艺流程：割煤——装运煤——移架——推溜——清煤——下一循环 4、工作面设备 采煤机：MG300/700—WD 型 工作溜：SGZ-764/500型前部输送机 顶、底板 名 称 岩石 名称 厚度 m 特 征 老 顶 深灰色石灰岩 6.77 深灰色石灰岩，灰黑色，裂隙发育，含粉石，较硬。 直接顶 黑色泥岩 6.4 黑色泥岩光泽亮，较软，零星可采。 伪 顶 0.2—0.3 灰黑色，质脆，含黄铁矿结核 伪 底 直接底 粉砂岩 1.23 黑灰色，泥质胶结，含植物化石及黄铁矿结核。 老 底 砂 岩 8.21 灰黑色，以石英岩为主，坚硬，局部为砂质泥岩沉积。
转载机：SZZ-764/160（自移式转载机） 皮带机： DSJ—1000/2×75 液压支架：ZY6400/17/31的两柱支撑掩护式液压支架 5、液压支架及乳化液泵站性能参数 （1）、液压支架（ZZ5200/19/42支撑掩护式）： 支护宽度为1.43—1.60m，支架中心距：1.5m， 放顶步距0.6m。最大控顶距离：4.8m， 最小控顶距离：4.2m。最大高度：4.2m 最小高度：1.9m 支架数量：共124架。 初撑力：4364KN 工作阻力：5200kN 系统供液压力：30Mpa 支护强度：0.95Mpa 支架重量：18.9t （2）、乳化液泵站（BRW400/31.5型） 额定供业液压力：31.5Mpa；供液流量：315L/min 液箱容积：1600L 乳化液浓度：3%—5% 乳化泵数量：2台。 二、矿压观测方案 1、观测目的 （1）、通过对150102工作面进行现场矿压观测和掌握工作面推进过程中的支架工作状况，分析工作面围岩（煤层）超前支撑压力分布状况。 （2）、工作面液压支架支护阻力观测，支护阻力包括初撑力、最大阻力，确定直接顶初次垮落步距、老顶的初次垮落和周期垮落步距。 （3）、统计观测，统计综采工作面支架受载损坏情况、采空区上覆岩层垮落、移动和悬顶程度，架前冒顶情况、煤壁片帮、安全阀开启率等。 （4）、为我矿开采15#煤层的事故预测和动力信息基础研究提供必要数据，
矿压观测制度
矿压观测制度 综采矿压监测管理 一、综采队要使用、维护好KJ216顶板动态监测系统，保证数据正常传输到地面。 二、、综采队要负责监测系统本安电源（127V）的正常供电， 三、综采队负责压力监测分站高压胶管及通讯电缆的维护工作。当出现高压胶管和通讯电缆损坏时，要及时修补或更换。 四、所有监测设备（包括仪器仪表、通讯线、供电电源）如出现损坏、丢失，按设备原价进行赔偿，并要查明原因，找出责任人。 五、综采队要保证泵站压力达到≧30MP、乳化液浓度达到3%—5%。 六、工作面顶板不能出现台阶下沉，支架顶梁要接顶严实。液压支架初撑力要≧24MP，端面距最大值要≦340mm。 七、单体液压支柱（φ100mm）初撑力不得小于90KN（11.5MP）。 八、工作面采高必须控制在2.9~3.5米之间。 顶板矿压监测管理 一、矿压组负责井下所有巷道的矿压监测管理工作，对收集的矿压监测数据进行分析后要及时将结果报工程师审核签字后存档，为后续巷道支护设计提供科学依据。 二、认真开展日常性采掘工作面支护质量与顶板动态监测工作，对采掘队组报送的矿压监测数据进行分析，分析处理结果报送相关领导
和采掘队组。 三、观测人员对井下分管的采掘工作面支护质量与顶板动态监测数据，进行分析总结。 四、监测表格必须在井下现场认真填写，要求字迹清楚、数据准确，严禁井上填写或弄虚作假。 五、经常深入现场了解工作面顶板监测仪器仪表的使用情况，并监督、检查采掘工作面在初采(掘) 前矿压监测仪器仪表的安装情况。 六、对采掘工作面顶板监测使用的仪器仪表进行统一管理，建立矿压仪器仪表台帐，队组日常所需仪器仪表等设施，每月进行核实，其它所需拉拔器具、退锚器、力矩扳手、压力表等，待核实完好，同时不得影响队组生产。 七、对队组不按要求使用、保管拉拔器具、退锚器、力矩扳手、压力表等仪器设施，造成损坏或报废的要严格进行考核。 八、矿压组负责采掘头面及其它巷道矿压监测仪器设施的管理工作。 九、顶板离层指示仪的安装 顶板离层指示仪必须及时地安装在巷道顶板中部，每隔100m安设一组，在巷道开口处、交叉点、过煤柱、特殊地质构造等区域根据实际情况适当增设离层仪数量，安装时距工作面迎头不得超过100m。队组接到技术部的通知后要及时打顶板离层指示仪安装孔，并且要保护好顶板离层指示仪。
采掘工作面矿压观测管理规定
采掘工作面矿压观测管理规定为加强采掘工作面矿压观测管理工作，准确掌握采掘现场矿压显现规律，使矿压观测真正起到科学指导矿井采掘设计、巷道布置及采掘现场施工，确保矿井安全生产，特制定《采掘工作面矿压观测管理规定》。 第一条成立矿压观测组织机构 组长：总工程师 副组长：地测副总工程师 成员：生产科全体人员、采掘专业技术管理人员 下设矿压观测管理办公室，办公室设在生产技术科，办公室主任由生产技术科长兼任。 组织机构职责：1、负责矿压观测的设计审批，组织开展矿压观测技术分析、优化支护技术方案；2、负责监督、检查、协调、指导采掘工作面矿压观测工作和日常矿压观测资料的收集整理、总结分析和分析结果应用的管理工作。 第二条采掘工作面开工前，矿井生产技术科编制矿压观测设计，报矿工程师批准后实施。在矿压观测过程中发现问题，及时修改完善。 第三条锚杆支护巷道矿压观测 1、所有采用锚杆支护的煤巷内必须安装顶板离层仪，对顶板离层情况进行观测，并用记录牌板显示，以便及时掌握顶板离层变化，观测巷道支护质量，确保掘进及回采期间的安全； 2、所有顶板离层仪应按安装时间的先后进行编号，并挂牌
管理，牌版上应清晰表明顶板离层仪的编号、安装日期、初始读数、深浅基点位置、观测责任人等内容； 3、顶板离层仪应安设在巷道的中部或交岔点的中心位置，顶板离层仪间距一般为30～50m，最前一个顶板离层仪距工作面迎头的距离不得超过50m（工作面需要爆破作业时对顶板离层仪进行保护）；巷道遇构造带、大断面（宽5.0m以上）及“丁字口”、“十字口”等处应增设顶板离层仪； 4、顶板离层仪深浅基点位置分别不低于锚索、锚杆的端头200mm，并在顶板离层仪牌板上明确标注具体位置； 5、顶板离层仪安装方法：用锚杆机在顶板上打孔至设计深度。用专用安装杆将上部锚固器推至钻孔上部（深基点位置），轻拉一下细钢绳确认锚固器已锚住，再将下部锚固器推至钻孔中设计监测位置（浅基点位置），检查确认孔口套管组件连接牢固，然后将其插入钻孔中，确保两个刻度指示环移动不受任何卡阻并确认孔口套管组件已固定在钻孔中，截去多余的细钢丝，将初始读数调“0”，并固定顶板离层仪，监测值准确性； 6、巷道掘进期间顶板离层仪由施工单位技术人员现场指导安装，并由施工单位安排人员负责观测和管理，确保顶板离层仪和牌板清洁、完好。巷道施工完毕进行移交时，连同记录牌板一并移交给接收单位，接收单位技术负责人应及时对接收的顶板离层仪读数、完好情况进行核查，确认无误后办理交接手续，并对
矿压观测分析预报制度
矿压观测分析预报制度 近年来，我矿矿压观测、防治方面开展了一些卓有成效的工作，在矿压观测方面，已初步掌握采区内各工作面顶板活动特点，为及时采取相关措施提供了时间保障;同时为配合矿井质量标准化建设，加强矿压观测、防治工作显得十分重要，为此特制定矿山压力预测预报制度如下： 一、观测范围 5煤、9煤掘进头、采煤面及巷道实行定点观测。 二、观测内容 1、掘进头观测内容：煤巷：巷道变形量观测、顶板离层观测岩巷：巷道变形量观测 2、采煤工作面观测内容： 回采放顶煤工作面：支架工作阻力、两道顶板下沉量; 回采工作面：初次来压、老顶来压、周期来压，支柱初撑力、工作阻力、顶板下沉量; 回采工作面：工作面煤壁片帮、端面距、冒高、支架(柱)状况、两道超前顶板运动规律、应力分布、巷道变形量、工作面及两道超前支护质量等。
三、观测方法 1、圆图自记仪每天早班记录一次 2、工作面支架初撑力、工作阻力每班检测两次。 3、两道超前顶板运动规律、应力分布、巷道变形量每班检测一次。 4、工作面顶板及两道超前支护质量、煤壁片帮、端面距、冒高、单体状况每班进行正常的观测。 四、预报内容 1、采煤工作面支护质量不符合下列要求的：单体液压支柱工作面支柱初掌力不小于90KN/棵，合格率达70%以上，综采工作面支架初撑力液压不小于24MPa;单体液压支柱工作面泵站的压力不小于18MPa，综采工作面泵站的压力不小于30MPa。 2、掘进工作面支护质量不符合下列要求的：锚杆支护巷道顶部锚杆锚固力不低于8吨、帮部锚杆锚固力不低于6吨，预紧力矩帮顶均不小于100N.m，巷道围岩位移控制在300mm以内，顶板离层仪安设及时，牌板内容齐全。 3、两道超前顶板运动规律、煤壁片帮、端面距、巷道变形量等其它出现异常现象时。 五、观测制度 1、严格执行班中检测、记录制度，严禁空岗、漏检。 2、原始数据记录要准确，不得随意乱改，严禁做假表。
矿压观测分析预报制度
矿压观测、分析、预报制度 为加强采掘工作面的顶板管理，掌握采掘工作面顶底板活动和来压规律，为采掘工作面支护提供科学依据，确保采掘工作面有效支护，防止冒顶事故发生，打造本质安全型煤矿，经矿研究决定，成立矿压观测领导小组，对井下所有采掘工作面进行矿压观测。 一、矿压观测领导小组 组长：张全平 副组长：张永进、刘鹏 成员：李德海、刘会、王春雷、田帅 矿压观测小组办公室设在生产技术科，刘鹏兼任办公室主任，负责井下施工掘进工作面及已掘巷道的测点布置、矿压观测数据分析、总结，为选择合理支护方式提供科学的参考依据。 二、总则 1.为满足矿井生产管理需要，成立孔庄煤矿矿压观测领导小组，配备技术人员及兼职观测工，建立健全观测组织机构，配备相应仪器仪表，负责收集各区队上报的矿压观测资料并认真分析、归纳、总结（数据变化大时及时分析总结）。 2.生产技术科结合实际情况，对掘进工作面进行顶板管理，制定相应的顶板管理措施，防止冒顶（片帮）等事故的发生；对工作面工作面顶板和巷道位移加强观测，做好数据分析工作。 3.各区队成立以技术副队长为组长的基层矿压观测领导小组，并根据规定参数、采集周期及时采集矿压参数，每月月底编制矿压分析报告报生
产技术科。 4.矿压工程观测原始数据和参数必须真实可靠，不得弄虚作假。 5.生产技术科根据各区队所报数据及工作情况随时进行抽查，抽查比例不低于30%。 6.矿压观测原始数据和分析结果应妥善保管。 7.所有上报数据必须采用标准表格填写，矿压观测、顶板离层监测表格详见生产技术科下发表格。 8.巷道移交时由生产技术科监督，生产技术科与施工区队双方技术负责人负责将矿压观测资料与其它内业资料一并移交。 三、采掘现场矿压观测管理办法 1.顶板离层仪观测：煤巷一般每隔40m安装一个顶板离层仪。一般距掘进工作面50m以内和回采工作面超前范围内，每天观测一次，其它情况每星期观测一次。如果巷道局部地段有受动压影响较大，每天观测一次。顶板离层仪实行挂牌管理（包括编号、安装日期、顶板离层仪初始读数和观测读数）。 2.巷道围岩变形量采用（十字）测点法进行观测： 煤巷巷道每40m设置一个测点，测点距离迎头不超过60m，巷道过顶板破碎带、淋水区、压力集中区等特殊构造带，应增加检查点，每个检查点检查、记录2组数据（巷道净宽、净高）。巷道围岩变形量观测要求：测点选在锚杆头上，并标注清楚，宽度在两帮的中部设点，确保每次测量的数值准确。正常情况下，观测周期为一旬，变形量较大的点应当缩短观测周期，稳定不变的点可适当延长观测周期。观测后数据要及时录入围岩
综采工作面末采贯通挂网总结报告
43321综采工作面末采贯通总结报告 单位：__________________ 编写人：________________
1 43321综采工作面概况及地质说明1.1工作面概况及地质说明书 表1 工作面回采地质说明书 巷道煤层特征煤层3-1煤厚 2.5 产状倾角在0-5°之内 巷道 煤层 描述 3-1煤层厚度2.35-2.6m，煤层平均厚度为2.5m。煤层结构较简单，厚度 稳定。开口段基岩相对较厚，切眼段较薄。3-1煤：煤岩组分以亮煤为主，次 为暗煤夹镜煤条带，层面分布少量丝炭。属半亮型，少量半暗型煤。层状构 造，中细条带状结构。局部地段煤内裂隙面含黄铁矿及方解石薄膜，也有呈 星点状的。 煤层顶底板情况顶底板岩石名称及其征厚度(米）老顶粉、细砂岩，部分地段具交错层理。10.1～21.83 直接顶 以粉砂岩为主，部分地段为泥岩、炭质泥岩,部分地段 含薄煤线。 0～0.56 伪顶 炭质泥岩以粉炭质泥岩为主，部分地段为泥岩、粉砂岩，局 部不含该层 0~0.25 直接底 以粉砂岩为主，部分地段为炭质泥岩；部分地段具交错 层理，含植物化石。 0～7.15 影响回采的其它因素瓦斯瓦斯含量很低 煤尘具爆炸性危险 煤的 自燃 本区煤层为很易自燃区，自燃倾向等级为I级，发火期一般在3—4个月，发火期较短 地温无高温区，无地热危害属，属地温正常区 地压正常 43321工作面推采长度1297米，工作面长度240米，面积311280平方米。该综采工作面位于丁七沟北西侧,属南部区3-1煤层,北西为43319工作面为矿采
空区,工作面切眼临界井田边界。回采工作面地面标高为1172.6～1209.1M，底板标高为1133.71～1142.07M。煤层倾角0o～3o，平均厚度2.60米，地质储量104.3万吨，可采储量95万吨，可采期为六个月。 附图1 43321综采工作面柱状图 1.2工作面水文地质 本工作面构造总体呈宽缓的波状起伏，回采推进方向为正坡推进，地质构造简单，无明显断裂构造。水文地质条件较为简单，地表大部被第四系松散层所覆盖，工作面上方无地表水，主要含水层有第四系松散层潜水和中生界侏罗系碎屑岩类潜水。据现有地质及周边钻孔资料分析，地面标高1172.6-1209.1米，总体趋势呈南西高北东低；松散层厚度为3.95-29米，最厚处位于回撤通道区域，最薄处位于回风巷道中部；基岩厚度为15-30米，基岩最薄处在运输顺槽距回撤通道约150米左右，在回风顺槽距回撤通道约330米左右；工作面运输顺槽高于回风顺槽。 依据地质部门提供的资料，煤层顶板为中硬岩石，冒落带、导水裂隙带高度计算，采高按2.5米计，导水裂隙带高度为40米左右，由于在回风顺槽中部距丁七沟火烧区较近，工作面上覆基岩垮落后，裂隙带必然沟通上覆火烧区裂隙水，对工作面构成危害。固工作面排水能力应不小于100m3/h。
矿压分析结果汇报
矿压观测报告 一、概述 矿山压力的观测与分析是实现矿山生产科学管理必不可少的基础工作，多年来一直为广大采矿工程技术人员重视，矿山压力显现及其控制方法研究是正确进行采矿设计、合理选择支护形式及支架类型、加强顶板管理、保证安全生产的重要一环。 二、观测目的 为研究巷道矿压显现特征，能有效地指导矿井开采，为掌握矿山压力及其显现规律，改善合理支护方式，确定合理护巷参数，改进巷道支护提供科学依据，提高巷道支护效果。同时防止顶板事故的发生，保证我煤矿安全而高效的生产，特此作矿压月度报告。 三、观测区域地质及围岩性质 1503工作面为一采区第二个工作面，西北走向布置，工作面北翼为F2逆断层，东北翼为1501首采工作面，西南方向为1505备采工作面，东南方向为+920集中运输巷。观测区域是1053回风道。该面煤层为煤5，含炭质泥岩夹矸1～2层，夹矸平均厚度0.2m，煤层色泽为黑色，条痕为深棕色油脂光泽，呈参差状断口，节理面充填方解石脉，含黄铁矿。直接顶：砂质泥岩3.26m深灰～灰黑色泥岩、砂质泥岩为泥质结构，波状层理发育，易垮落。老顶：细粒砂岩5.90m 灰白～灰色粉、细粒砂岩，砂质胶结，以石英为主、长石风化，斜层理发育。 四、支护技术参数 1503回风道：巷道净高3.2米，宽5米。锚杆采用Φ20mm×2600mm，
间排距800mm×800mm，每排布置13根，巷道拱部采用长7300mm锚索加强支护，间排距1600mm×1600mm，从巷道中心线向两帮依次按“333”型布置。 五、观测方法 在一般情况下巷道内每隔50m设立一个顶板离层和巷帮离层观测站，顶板离层分为四个点基点1、2、3和4分别是从深到浅排列的，新设立的观测站，连续观测，每天记录一次观测数据并加以整理，如果所观测巷道没有明显的矿压显现，就改为三天一观测，依次直到矿压完全稳定。观测的主要任务是掌握掘进后围岩中的矿山压力分布及其发展变化的规律，并搞清顶板活动规律、掘动条件等各方面因素的影响。 五、报告内容 1503回风道截止7月11日共掘进两1100米，安设顶板离层仪19个，安装位置分别是：1503回风联络巷、1503回风道三角门、1503回风道90米处且从90米处到迎头是每50米安装一个顶板离层仪，具体内容如下： 巷道名称：1503回风联络巷序号：01 安装位置:三角门日期:2013.12.13
15102回采工作面矿压观测分析报告
15102回采工作面矿压观测分析报告 一、15102工作面基本情况 1、井下位臵： 15102回采工作面西侧为15101回采工作面采空区，距离与采空区之间相隔20m保安煤柱，南侧为F1断层，距离断层留有20m断层保安煤柱，东侧为实体煤，北侧为15#一采区胶带巷、回风巷和轨道巷。 2、地质情况 （1）掘进过程中断层情况 掘进见F1断层（断层无水，为不导水断层）后，退出30m，然后改向沿着断层掘进，与断层之间留有20m断层保安煤柱，在15102回采工作面掘进运输顺槽、回风顺槽、切眼时再没有遇到过断层，但是在掘进切眼时遇到过顶板台阶式下沉段，判断为地垒，但是当时顶板完好，没有裂隙或破碎，整个掘进过程中顶板都无淋水。 （2）掘进中陷落柱情况 掘进这些回采巷道是从未遇到过陷落柱。 （3）掘进中褶曲构造情况 在掘进切眼时遇到过顶板台阶式下沉段，判断为地垒，但是当时顶板完好，没有裂隙或破碎，整个掘进过程中顶板都无淋水。 （4）预计工作面回采过程中的构造情况 工作面回采过程中要遇到两条空巷道，宽度越 4.6m，空巷为裸体巷道。会对工作面推进有影响。 3、顶底板情况
4、工作面参数 工作面切眼倾斜布臵，长度约220m，运输顺槽长480m，回风顺槽长330m，煤层厚度平均约3.7m。 5、采煤方法 倾斜长壁一次采全高采煤法。 6、工作面设备 液压支架、刮板机、采煤机、转载机、单体液压支柱、皮带机、乳化液泵站、喷雾泵站、移动变压器2台，控制开关等 7、液压支架和乳化泵站性能参数 ZZ6400-21/46型支撑掩护式液压技术参数 技术型号 ZZ6400-21/46型 适应煤层倾角≤8° 外形尺寸高度：2.1～4.6m，最大长度：6.8m 支架中心距 1500mm 支撑能力支护高度：除去顶板下沉量200mm、浮矸厚 度50mm、立柱回缩量100mm，支撑 高度设定为：2.45～4.5m，工作阻 力：6400KN 支护强度 0.9-1.1MPa 底板比压 1.2MPa 泵站压力31.5MPa 移架步距630mm 架数 107架（前期安装55架，后期安装107架)操作方式手动本架操作 5、乳化泵2台，技术参数如下：
90307综采面矿压观测分析报告
90307综采工作面矿压观测分析报告 山西***煤业有限公司综采队 二0一一年
90307综采工作面矿压观测分析报告 通过90307综采工作面矿压观测，掌握了该工作面煤层顶板初次来压和周期来压步距、工作面支架支护强度、围岩破坏活动过程煤壁中应力变化大小和应力影响范围。为工作面现场管理提供完善、准确的资料，以直接指导生产实践和解决施工生产问题。 一、观测目的 采煤工作面矿山压力观测就是定量研究开采工程中矿压显现规律。为现场管理提供完善准确的资料，指导工程实践，解决施工生产问题，本次观测有以下三个方面的目的： ①掌握采煤工作面上覆岩层运动规律；回采空间围岩与支架相互作用关系；采动引起的支承压力分布；寻求搞好工作面顶板管理的有效措施。 ②对正在使用的支架适应性进行考察。即从顶板控制出发，对在既定条件下使用支架的架型、参数、特性和支护效果提出评定性意见。 ③根据围岩条件及支撑压力分布来确定工作面巷道断面形状、规格及支架参数，煤壁前方巷道超前维护距离。 二、工作面概况 ㈠、90307综采工作面位于矿井3#煤层9盘区西部，为9盘区开采的第四个工作面。该工作面沿煤层倾向布置，西北面为120305采空区，西南面为酸枣疙瘩新农村保安煤柱。工作面第一回风巷，顶板标高为+640～+645m，倾向长288m；第二回风巷顶板标高为+640～+645m，倾向长289m；工作面走向长82m。地面标高为+975～+1108m左右，工作面对应地表为黄土丘陵区域，沟壑纵横无任何建筑物。 ㈡、煤质和煤层赋存情况 该工作面所采3#煤层是二叠系下统山西组主要可采煤层，根据现有巷道揭露的煤层资料分析，该面煤层结构简单，煤层属稳定煤层，煤层厚度为1.7m。煤层倾角3°～7°平均6°。
综采工作面矿压分析
综采工作面矿压观测分析说明 本月通过对E8106综采工作面矿压观测，掌握了该工作面煤层顶板初次来压和周期来压步距、工作面支架支护强度、围岩破坏活动过程煤壁中应力变化大小和应力影响范围。为工作面现场管理提供完善、准确的资料，以直接指导生产实践和解决施工生产问题。 一、煤质和煤层赋存情况 金川煤矿矿井为片盘斜井上下山布置，分为东西两个片盘，现回采为东部片盘；主采煤层为8-2+3+4煤层，本回采工作面编号为E8106，该煤层在本工作面回采区域内赋存较为稳定，平均厚度米。掘进巷道支护采用锚杆、锚网、锚索、钢筋托梁支护方式，顶板破碎带处采用钢棚补强方式加强支护或加密锚索支护；原煤生产采用后退式综合机械化放顶煤一次采全高技术开采。 1、煤层顶、底板情况：顶板类别： 8-2+3+4煤层的直接顶多为炭质泥岩、粉砂岩、泥岩、局部为炭质粉砂岩和炭质泥岩。粉砂岩其抗压强度较大（＞300kg/cm)，岩石力学强度较大，属坚硬不易软化岩石。底板类别：主要为炭质泥岩、局部泥岩，局部为细、中砂岩。一般厚1～3米，最厚米。炭质泥岩遇水易软化，力学强度小。细砂岩和中砂岩，力学强度较大，属于坚硬岩层。 2、地质构造：据掘进揭露的地质资料分析，E8106工作面煤层整体形态为一单斜构造，工作面沿倾向布置，从工作面巷道揭露资料看，该面地质构造相对简单，古河床冲刷带和F28正断层横穿整个工作面。工作面里段为易冒落的顶板，顶板随回采而垮落，顶板来压比
较稳定。 二、原始记录汇总：工作面支架支护载荷的观测根据，E8106工作面的顶板支护动态监测记录：每7天进行一组数据分析，数据分析如下：在工作面初采初放是工作面压力较大，平均值在28MP左右，随着工作面初次来压，确定来压步距后，工作面正常情况下平均压力在20MP。 因工作面采用放顶煤开采，顶煤易垮落，两刀放一次顶煤，后立柱测压表放煤后,表读数可能较小或为0MP，前立柱也可能在放煤后受影响，压力比平均值小。 初次来压、周期来压阶段，综采区结合现有支架特性、现有的技术装备水平，加强基础管理。在确保乳化液泵正常工作泵压下，从提高支架初撑力入手，保持支架合理支护状态，使支架各支、掩、护等构件全承压，形成了煤壁、顶板“全封闭”式管理，为安全生产赢得了主动。 三、总结说明 根据W8107、W8201、W8203、E8104工作面的地质总体情况，综采工作面矿压统计数据正常情况下在19-26MP之间，液压支架后立柱在放煤后压力数据较小或为0，前立柱在放煤后压力数据小于或大于工作面平均压力读数5MP范围内，属于正常情况。如工作面压力表读数超出工作面压力超过规定时，必须做专项分析。
单体支柱工作面矿压观测浅析
单体支柱工作面矿压观测浅析 【摘要】支柱工作阻力是反映工作面支护性能和支护效果的重要指标，工作阻力分析主要讨论支护阻力的大小及分布规律，以及影响支柱阻力的主要因素等。对于工作面安全高效的生产具有积极的意义。 【关键词】工作面支柱比压 1 工作面概况 矿井11041工作面位于11采区北翼，南起轨道上山煤柱，北至切眼，上部为11021工作面，未回采，下部为11061工作面，已回采。其地表位于南龙山村西南，地面无建筑物。工作面走向长350m，平均斜长125m，平均厚度5.2m，容重1.6t/m3，其地质储量为36.4万吨。 11041工作面开采为二迭系山西组二1煤层，煤层厚度较为稳定，一般在5.2m 左右。在煤层下部有两层夹矸，厚0.2～0.4m。此处二1煤无伪顶，直接顶为泥岩，厚约0.8～3.2m，老顶为中粒砂岩，厚约29m左右。直接底为泥岩，厚度约4.5m左右，老底为细粒砂岩，厚度约8m左右。 11041工作面属煤与瓦斯突出区，产状变化较大，断裂构造发育，充水条件简单，无老空水及顶板裂隙水出现。 11041工作面采场支护采用DZ-22型单体液压支柱，Л型钢梁，对棚支护，主梁下3根单体液压支柱，副梁下2根；有时用直径为300mm的圆形木鞋，以防支柱钻底。配川杆荆笆护顶。间距0.6m，排距为1.0m，最大控顶距3.8m，最小控顶距为2.6m。 2 问题提出 单体液压支架与围岩是相互作用，相互影响的，良好的支架与围岩关系是确保工作面安全高效生产的基础。因此实施矿压观测是进行采场和巷道稳定性控制的有效手段。 支柱工作阻力是反映工作面支护性能和支护效果的重要指标，工作阻力分析主要讨论支护阻力的大小及分布规律，以及影响支柱阻力的主要因素等。对于工作面安全高效的生产具有积极的意义。 3 矿压观测 3.1 观测设备及方法 （1）测量支柱工作阻力采用山东科技大学生产的SY-40B型单体液压支柱
综采工作面矿压分析总结
矿压分析总结 一、工作面位置 1-101综采工作面位于一采区皮带巷右翼，1-1011巷沿矿井边界布置，1-1012巷沿一采区轨道巷下山方向布置，切割巷靠边界与许北煤矿相邻。该工作面地面东南有许村村庄，地面有一座废弃洗煤厂，有零星的房屋建筑，其余为山脊沟谷及农用耕地。地面标高+580m—+630m，工作面煤层底板标高为+470m—+534m，盖山厚度为 163.0~245m。 二、工作面情况 该工作面正巷长为1372m，副巷长为780m，切巷220m，回采煤层为1#煤层，1#煤层位于山西组中上部，煤层发育稳定，厚度一般为1.5-1.7m，平均1.6m。顶板为伪顶、直接顶、老顶；伪顶为泥岩（0.5m）；直接顶为细砂岩（4m),老顶为砂纸泥岩（5m).底板为泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩多。1#煤层与2#煤层层间距为10m—14m，不稳定。根据掘进过程中揭露情况，工作面大约共计16个断层，其中1-3m断层14个，倾角25°-65°；4m断层1个，倾角55°；15m 断层一个，倾角70°。 三、液压支架参数 根据工作面顶底板岩性、底板比压、煤层厚度及有关生产资料，工作面支护选用ZY3300/11/26A掩护式液压支架，其特征见下表：支架型号ZY3300/11/26A型
支撑高度1100-2600mm 支架宽度 1430-1600 支架初撑力1308KN 支架工作阻力1650KN 支护强度0.50-0.61(f=0.2)Mpa 所需泵站压力31.5Mpa 支架中心距1500mm 顶梁长度3050mm 端面距340mm 移架步距600mm 四、分析处理 截止7月15日8点班1-101工作面共推进323m（正巷推进至 37#点前17m,副巷推进至16#点前91.5m）。 初次来压规律 综采工作面推进了6m时，工作面45#—73#架顶板开始垮落，落 顶厚度在2m左右。顶板压力较大，顶板帽落的矸石较多。六号、七 号、八号、九号、十号矿压监测分站压力增大。其中70#支架压力最 大（达到38Map），其它支架压力以此处为中心向四周递减。 综采工作面推进了12.6m时，顶板全部垮落。最大压力在39兆 帕。 工作面初采期间矿压观测统计表 从切眼起推进距(m) 压力显现描述工作阻力（Mpa）来压性质分析 11月10日开始回采，工作面有三个断层6m（11月19月）45—73#架后面开始垮落30-38 直接顶垮落 12.6m（11月26月）老山老顶全部垮落25-33 断层带影响 15m（11月27月）支架工作阻力开始升高30-38 老顶初次来压 11月29日8点班支架压力回落20-30 老顶初次来压完成 1、工作面初采期间，来压时支架工作阻力明显增加，来压强度 大，工作面现场来压显现明显；随工作面向前推进，来压强度减小，
工作面限采段矿压观测与分析
11011工作面现采段矿压观测与分析 编制单位：生产技术部 编制人： 编制日期：2013年8月
11011工作面现采段矿压观测与分析 11011工作面截止到2013年8月24日从切眼至150m限采段已回采完毕，期间经历了顶煤初次垮落、老顶初次来压和十余次周期来压，为总结在此段范围内矿压显现特征，特作此阶段矿压观测与分析。 一、观测目的、内容及方法 （一）观测目的 1、掌握采煤工作面上覆岩层运动规律，围岩和支架的相互作用关系，并进行顶板来压的预测预报。 2、对采煤工作面所使用的支护设备可靠性和适应性进行评定，以便改进和更新。 3、确定采动影响范围及支撑压力分布变化规律。 （二）观测内容 支架载荷、顶底板移近量、来压步距及强度、顶板破碎度及煤壁前方压力峰值点位置和来压时瓦斯涌出规律。 （三）观测方法 利用DZ-CL-1型单体支柱测压仪，矿压利用现场观测记录的方法进行观测，并能实时反映工作面支架的载荷。
二、工作面现采段与以往工作面相比所具有的特性 （一）由于本采区地质变化，工作面长度不大，工作面长53m，比以往工作面短50m，工作面上覆岩层垮落比以往工作面小，影响范围不大。 （二）在150m现采段内，工作面限采2.0m，不准放顶，因此给此段内工作面的矿压显现带来了特殊性。 三、观测结果分析 （一）顶煤初次垮落 1、顶煤初次垮落步距 工作面于2013年5月13日顶煤垮落，垮落高度和范围达到了直接顶初次垮落的标志，即判断为顶煤初次垮落，步距为1 m。直接顶（顶煤）初次垮落步距的大小由岩层（煤层）的强度、厚度和节理裂隙的发育程度所决定，因顶煤上方直接顶多为厚度较薄的随采随落的砂质泥岩，所以工作面不同顶煤的厚度和节理裂隙的发育程度不同决定了顶煤初次垮落步距的不同。 2、直接顶类别及对生产的影响 因工作面顶煤初次垮落步距为1m，按照直接顶分类指标，属3类稳定顶板。此类顶板易造成工作面支架拉移后顶煤不易垮落，并且放煤效果差，如果工作面持续不放顶煤，则极易形成悬臂梁。
95204工作面矿压观测报告
95204综采工作面矿压观测报告 一、观测前的准备工作 （一）收集地质资料 （1）、介于15-1～16-1勘探线之间，16勘探线穿过本面，位于冯王庄西侧，唐沟至张集公路穿过本面。 （2）、位于-1025m西一下山采区西翼，切眼靠近K1断层，四周均为9煤未采区，上覆75204、75206采空区。 （二）95204综采工作面地质说明书
（三）、顶底板岩层岩性组合结构分析 本面直接顶为砂岩，厚度10.70m，细粒，含黑色条纹，层理发育，下部致密，f=4。老顶为互层，厚度1.98m，页岩与微波状薄层互岩，以页岩为主，f=3。直接底为页岩，厚度1.98m,灰黑色，致密，富含科达木等植物化石，f=3。老底为砂岩，厚度8.27m,细粒，以长石石英为主，富含棕褐色菱质及炭纹，f=4。 4、地质 煤层总厚是上分层和下分层的煤厚统计，该面上分层厚度1.0-2.3m,局部煤厚达到2.65m，平均1.8m；工作面夹矸发育，厚度不稳定，绝大部分范围夹矸厚度0.20～0.7m，局部夹矸厚度0.8m~0.9m，夹矸平均厚0.6m；下分层煤厚相对稳定0.5～1.3m，平均煤厚0.9m。由于局部采厚过高，根据实际计算，采厚2.1m-3.4m，平均采厚3.2m [1.8（0.6）0.8]。 该面构造相对简单，对回采应较大的断层主要是：f1号断层。该面中下部存在一条向斜轴，预计小构造比较发育，顶板较为破碎，表中影响程度是指该断层在工作面内的影响程度。 5、基本支护 (1)选用WS ZY3200-17/35型掩护式液压支架。 ZY3200-17/35型掩护式液压支架主要技术特征为： 支架支撑高度 1.7～3.5m 支架宽度 1.41～1.61m 中心距 1.5m 初撑力 2600kN 支护面积 4.6～5.17㎡工作阻力 3200kN 推溜力 163kN 移架力 385kN 供液压力 31.5MPa 移架步距 0.7m 适应倾角 18°支架重量 13.9t 护帮板长度 0.48m 工作面内切眼长210m，实选141架支架支护，可支护长度211.5m。 移架的动作顺序：降架→移架→升侧护板→升柱 （2）正常情况下，一律采用立即支护的支护方式，其工艺流程为：割煤→移架→推溜工序关系：移架在采煤机后滚筒4～6架外立即移架支撑先暴露的顶板，推溜应滞后采煤机后滚筒10m～15m。 （3）支架操作方式:本架操作 （2）正常情况下，一律采用立即支护的支护方式，其工艺流程为：割煤→移架→推溜工序关系：移架在采煤机后滚筒4～6架外立即移架支撑先暴露的顶板，推溜应滞后采煤机后滚筒20～30m。 （3）支架操作方式:本架操作 b、特殊支护 （1）工作面溜头、溜尾各两架的移架千斤顶框架与挡煤板连接必须安装机械加长段，防止移架时，挤坏电缆和电机，由于溜头、溜尾移架阻力较大，可分两次移架，达到进刀量，煤壁空顶部分须用半圆木撅顶支护，压力大时，必须每架穿两块半圆木撅顶或打带帽点柱维护顶板，由于煤机在两头进刀时，装煤效果差，为了不影响推移溜头、溜尾，必须采用人工攉炭，人员进入煤壁前，必须采取上述支护措施后，敲帮问顶，闭锁运输机，确保安全的前提下，方可进入煤壁侧工作。 （2）由于工作面溜头、溜尾设备多，机体大，一般情况下溜子头和尾都要长出工作面，为了保证工作面与两道搭接处顶板的有效支护，必须使用6根1.2m的双楔梁支护顶板，双趟支护，支护长度为7.2m。双楔要齐全，上紧，所有支柱初撑力不小于90KN，支柱穿铁鞋，系