1、- 1 -15110 工作面十月份矿压观测报告一、监测时间及检测目的：1.监测时间:2011 年 10 月 2 日2011 年 10 月 30 日2.监测目的：根据矿压监测数据和工作面、两巷矿压显现情况，分析总结并制定针对性的巷道维护和顶板管理措施，保证回采工作面顶板控制的可靠性和安全性，确保安全生产顺利进行。二、测站布置：工作面采用 YHY-60型煤矿液压支架测力仪，通过远程进行监测的安全系统。工作面共布置六个测点，即 2#架、21#架、40 #架、59 #架、78 #架、98 #架。每个测点安装一块压力表，前后端头过渡架各安一块，中间架安 4 块，工作面共安 6 块。压力表通过液管和快速接
2、头与立柱液压腔相连，以此监测支架初撑力的大小及工作阻力状况。压力表应固定在支架顶梁合适位置，防止损坏压力表。三、观测内容及方法：（一）回采工作面两巷矿压观测工作面巷道掘进施工结束后，井区将回、进风两巷矿压观测仪表及观测资料移交采煤队，由采煤队接替进入回采矿压监测阶段。1.观测内容利用巷道掘进期间安设的锚杆、锚索测压仪和顶板离层监测仪观测巷道顶板压力和离层情况，同时测量巷道表面位移，观测巷道变形情况及支护受损情况。2.观测方法（1）采用人工观测。锚杆、锚索测压仪和顶板离层监测仪监测数据观测频度：超前工作面 200m 以外巷道每三天观测记录一次，200m 以内巷道每天观测记录一次。（2）采用十字测
3、量法，用卷尺量取顶底板移近量和两帮位移量（如遇起底、挑顶、开帮等情况在记录表备注项中说明） 。测站的设置和观测频度：15110 工作面进、回风顺槽每 50m 设一观测站，每天观测记录一次。- 2 -（3）进行以上观测的同时，宏观记录两巷变形情况及支护受损情况。（二）15110 回采工作面两巷超前、端头支柱压力测试1.测试内容（1）单体液压支柱初撑力测试。（2）单体液压支柱工作阻力测试。（3）超前支护、端头支护范围巷道顶板压力变化及支护效果。2.测试方法采用单体液压支柱测压仪进行测试。超前、端头支护范围内每10m 巷道每次测试不少于两根，每天测试一次。（三）回采工作面矿压监测1.监测内容：（1）
4、液压支架初撑力。（2）液压支架工作阻力。（3）工作面采高、端面距、煤壁情况及支架支护状况。2.观测方法用手持式采集器采集测压仪存储的矿压数据，然后将数据串口上传至电脑，通过矿压数据处理分析系统生成曲线图，进行分析。3.矿压数据采集频度根据矿压监测仪表存储器性能特点和监测记录时间间隔设置要求，合理确定矿压数据采集频度，最低采集频度不得大于四日每次。四、工作面概况 ：工作面地表位于苗家村以南一带，地面沟谷纵横。地面标高：1114m1055m，地面无设施。井下位置及四邻采掘情况: 工作面北为 15#煤准备巷，南为矿界与阳煤一矿相邻，西为尚未掘进的 15112 工作面，东为尚未掘进的 15108 工作
5、面，上部12#煤未采，层间距 47.3m。工作面标高 724m750m，埋藏深度364331m。工作面走向长 449m，倾斜长 148m，煤层倾角429，平均 10。煤层厚度最小为 6.8m，最大为 7.20m，平- 3 -均 7.0m。直接顶为泥岩、砂质泥岩，厚度 7.20m，灰黑色，致密,抗压强度为 74.690.4 Mpa；老顶为细粒砂岩，厚度 6.80m，深灰色，致密，坚硬，抗压强度 69.0207.9Mpa。直接底为泥岩、砂质泥岩，厚度 1.80m，灰黑色，致密，含植物化石，抗压强度 62.565.7 Mpa；老底为细粒砂岩，厚度 4.50m，深灰色。五、工作面支架布置方式和支架型号
6、及参数：本面采用 100 架放顶煤液压支架与头尾各 2 架端头过渡架维护工作面空间并隔离落山，最大控顶距 5.04m，最小控顶距 4.44m，移架步距 0.6m。普通支架为 ZF4600-1.7/2.8 型低位放顶煤液压支架，工作阻力5000KN，适应采高 2.2-2.6m，支护宽度 1.43-1.60m，普通架 130 架；端头过渡支架为 ZFG4600-1.8/3.0 型低位放顶煤支架，工作阻力6500KN，适应采高 2.2-3.0m，支护宽度 1.43-1.60m。六、两巷超前维护：进风顺槽回采进度号 50#往里要超前 100m加强支护，其中超前煤壁 50m 支设双排顺巷棚，超前煤壁 1
7、00m 补打两趟21.6mm12m 锚索，并安装三眼工字钢预紧加强支护（即沿巷道顶板顺巷布置两排三眼工字钢，工作面侧一趟工字钢距煤帮1.6m，工字钢间距为 2.2m，并交错迈步，迈步距离 1.41.6m，煤柱侧一趟工字钢距煤帮 0.8m。回采进度号 50 m 往外实体煤段要超前 20m 加强支护。回风顺槽回采进度号 50 m 往里要超前 100m 加强支护，其中超前 100m 支设四排顺巷棚，同时超前煤壁 100m 补打两趟21.6mm12m 锚索，并安装三眼工字钢预紧加强支护（即沿巷道顶板顺巷布置两排三眼工字钢，工作面侧一趟工字钢距煤帮1.6m，工字钢间距为 2.2m，并交错迈步，迈步距离
8、1.41.6m，煤柱侧一趟工字钢距煤帮 0.8m；加强支护。七、端头维护方式：正常情况下，进风顺槽在距 1#支架外沿0.3m 处、切顶线往外，支设两排跨溜棚（要求: 4.2m 长 10# 型钢梁，配（DZ3.15） （DZ3.5） （DZ2.8）(DW2.8) (DW3.5)单体柱，一梁之下均不得少于四柱） ；回风顺槽在距最后 1 架外沿 0.3m 处、切顶线往外，支设单排跨溜棚（4.2m 长 10# 型钢梁，配（DZ3.15）- 4 -（DZ3.5） （DZ2.8）(DW2.8) (DW3.5)单体柱，一梁之下均不得少于四柱） 。八、端头控顶距：进风最大控顶距 11.424m，最小控顶距7.
9、824m，放顶步距 3.6m；回风最大控顶距 8.424m，最小控顶距7.824m，放顶步距 0.6m。九、数据整理十、数据分析1.直接顶初次跨落步距测定本工作面自 2011 年 4 月 1 日开始回采，根据现场实际情况，推进10 米左右时，直接顶逐步垮落，当工作面进风顺槽推进到 20 米，回风顺槽推进到 18 米时，直接顶全部垮落。根据以上实际情况判定本工作面直接顶初次垮落步距为 19 米。2.老顶周期来压强度、来压步距确定。前 500m 受采空区影响严重，顶板破碎，压力大，周期来压步距为12-25 米之间。现推进至 400 米，推进度加大，将压力后甩，进风顺槽压力得到缓解,400 米后，来
10、压步距会增大到 25 米至 30 米。3.支架工作阻力分布区间及变化频率分析支架工作阻力见附图，从图中可以看出，40 #支架压力分布比例如下 10-20Mpa 24%，20-30Mpa 42%，30-40Mpa 24%，从以上数据可以看出，支架大部分时间达到初撑力，能很好的支撑顶板，但由于来压期间顶板破碎下沉，支架支撑力达到 40Mpa 以上，支架立柱出现漏液偷降现象溜头比较而言压力相对大。而其它压力表压力分布主要集中 20-30Mpa，30-40Mpa 之间其比例达到 66.4%，在顶板周期来压期间，支架工作阻力超过 40Mpa，安全阀开启，其比例为0.026%，属于正常情况。要求：空巷推移
11、至内错尾巷时，沿底板推进严禁割透，调整采高，内错尾巷及其前后 5 架范围内采高不得超过 2.4m，必要时可在工作面适当挖底，采用小厚度反复通过的方式，及时的伸出伸缩梁，- 5 -必要是可带载移架，及时的额减少控顶时间和空顶距，泵站压力不低于 30Mpa,拉架移架后要使前后立柱接顶严实，达到初撑力。工作面煤壁出现片帮，端面距超过规定 0.34m 时，要及时采取伸出伸缩梁、提前移架等方式，使梁端靠紧煤帮。提前移架和伸出伸缩梁后，端面距超过 0.8m 以上时，必须支设临时支护，采取注胶等媒体加固措施。4.支架支护参数合理性分析根据 15110 工作面矿 压 观 测 资 料 ， 工作面合理的支护强度，
12、采用下面的方法计算，取最大值即为工作面合理的支护强度 Pt。经验公式： Pt=9.81hk=9.812.62.58=510.1KN/ m2式中：Pt工作面合理的支护强度，KN/m 2；h采高，m；顶板岩石容重，kg/m 3,一般可取 2.5103kg/m3k工作面支架上覆岩层厚度与采高之比，取 8 倍采高计算。合理支护强度计算：支架支护能力校核：支架的额定工作阻力为 4600KN，最大控顶距为 5.04 m，支架中心距为 1.5 m。实际支护能力 P=4600/（5.041.5）=661.4 KN/ m2。PP t 支架支护能力达到要求。底板比压校核: 根据生产技术部提供的相邻采区的矿压观测结
13、果， 预计工作面最大顶板载荷强度 P=0.472MPa。本工作面地质说明书给出煤层的底板抗压强度为 S=62.565.7MPa。根据工作面最大载荷强度计算支架对底板的最大比压为：- 6 -0.4725.041.5 =P支护面积/底座面积=- 1.2Mpa 2.501.25 其中支护面积5.041.5 m 2底 座 面 积2.501.25 m 2SD 支架对地板比压符合要求。式中：D 为工作面最大顶板载荷强度对地板的最大比压；S 地质说明书提供的煤层底板抗压强度。从以上演算可以看出，支架选型合理，适应本工作面生产。5.支架对本煤层的适应性分析本工作面选用支架为 ZF4600-1.7/2.8 型低
14、位放顶煤支架，其接顶效果好，最大控顶距为 5.04m，最小控顶距为 4.44m，端面距为0.34m，符合煤矿安全规程中的相关规定，能有效支护顶板，预防滚帮煤。6.两巷位移及压力分析。本月初回、进风推进至 169m,根据两巷位移的变化范围及程度可以看出，回风顺槽在超前工作面 15 米范围内巷道有下沉，有底鼓现象，根据超前范围内单体柱压力值分析，当日推进度超过 3 米时候，顶板压力不会超前煤壁，受采动影响，超前煤壁 10 米外的地段有压力显现但不明显。7.超前、端头支柱性能及控顶效果分析根据现场实际观察，回风顺槽超前及端头支护能很好支护顶板，预防顶板下沉，单体柱穿鞋防止单体柱钻底，因此超前支护、端
15、头支护设计合理，控顶效果良好。十一、结论及建议通过以上分析，总结如下：回风顺槽支架控顶效果良好，超前支架及端头支护能满足需要，很好的支护顶板，进风前半月压力仍- 7 -旧很大，通过加强超前和端头支护的措施，本月顺利的摆脱了构造的影响，两巷环境步入正轨。根据周期来压表中的内容总结，周期来压步距为 12-25 米之间，10 月 9 日,工作面进风推进到 450.5 米,回风推进到 450 米时,顶板破碎滚帮严重，96 #-99#架压力明显增大，对其进行了靠架吊柱维护。10 月 18 日，当工作面进风推进到 418 米，回风推进到 416.2 米时，工作面 45#-60#架，滚帮面积较大，对其进行带载移架维护工作，说明过压力部分集中。单体柱出现钻底现象，顶板下沉量增大，顶板破碎，多处顶网破，三角煤地段顶板不稳定，我队进行了维护。本月我队在过构造期间加强了通风、瓦斯、顶板的管理，并顺利的通过了构造
