采煤矿压设计
庄旺煤业综采工作面矿压规律研究及分析
收稿日期:2020-07-03作者简介:张海峰(1983-),男,山西忻州宁武人,2016年7月毕业于东北大学采矿工程专业,本科学历,采矿工程师(中级),现从事综采工作面支护㊁巷道围岩管理等工作㊂庄旺煤业综采工作面矿压规律研究及分析张海峰(山西宁武大运华盛庄旺煤业有限公司,山西 忻州 036700)摘要:为了提高煤矿综采面的产量及工作效率,结合庄旺煤业综采工作面实际情况,对综采面的矿压规律和特征进行了重点分析,从而为提高煤矿综采工作面的产量和效率,减少事故发生概率做出了参考,为类似矿井的矿压研究提供了借鉴作用㊂关键词:煤矿综采面;矿压规律;顶板管理中图分类号:T D 326 文献标识码:A 文章编号:1006-7981(2020)10-0026-02引言煤矿在正常开采过程中主要包括矿压规律㊁控制技术㊁综采设备选型㊁回采巷道支护与回采工艺技术影响因素㊂在采矿过程中不仅需要注意矿压问题[1-2],还需要对顶板管理加大重视度,一旦矿压不够稳定则会直接影响煤矿开采工作的顺利开展㊂因此本研究以庄旺煤矿综采工作面实际情况,分析综采面抗压规律特点及顶板管理问题㊂1 回采工作面概况庄旺煤业20109回采工作面有着较大的煤层产状变化情况,对应地表地形大致为中部高,向东部㊁西部渐低最高处位于工作面中部,西部煤层变薄平均厚度为2.5m ,东部煤层平均厚度为5.12m ;煤层结构简单,煤层倾角6ʎ[3],2号煤层普氏系数ɲ<3㊂20109工作面综采放顶煤采煤法时,利用矿方现有的一套放顶煤工作面设备Z F 7200/20/32型液压支架与Z F 7200/20.5/33型过度液压支架,具体参数见表1:表1 20109工作面液压支架参数支架型式重量(k g )高度(mm )宽度(mm )中心距(mm )工作阻力(k N )支护强度(M P a)Z F 7200/20/32放顶煤液压支架220002000-32001500150072000.95-1.01Z F G 7200/20.5/33型过渡支架210002050-33001500150072001.06-1.102 综采工作面矿压规律观测2.1 布设观测点本次研究重点在于对20109工作面矿压规律的观测,如图2,所布设的三个观测点分别位于工作面东(I )㊁中(I I )㊁西(I I I )方位,观测线路布设共计5个,用标号①~⑤表示㊂分别于5个支架立柱安装1台圆图压力自记仪,从而对工作面的矿压规律进行全面观测㊂除此之外还需连续观测液压支柱的支护阻力变化情况,记录参数包括支柱初撑力㊁最大阻力㊁循环时长㊁支架运转特性曲线(P-T )等数据情况,并且观察记录顶板情况㊂图1 管侧点布设图2.2 矿压规律观测结果如表2所示:工作面呈现明显周期性来压,所受两侧顺槽支撑作用影响,东西部的来压步距与强度较中部明显更大㊂在中西观测区域均为33m 的来压步距显示,东部42mm ,滞后9m ;全部综采工作面初次来压步距均值为36m ㊂2.3 工作面矿压特征经过本次布设观测点,发现在20109综采工作面中,东部I ㊁中部I I 两个测区分别达到了719mm62 内蒙古石油化工2020年第10期表2 综采工作面的基本顶来压观测情况来压类测区持续期步距(m )支架阻力P mP 1强度初次Ⅰ2424531.64110.163.19Ⅱ2334889.263505.962.59Ⅲ23344553712.93.27均值Ⅰ1.7623.65386.294698.62.46Ⅱ2.2616.74987.73799.51.43Ⅲ1.622.45380.23569.91.69与831mm 的片帮深度,最大深度1.0m ,综合增加幅度不大,较来压之前增加明显㊂在初次来压过程中,工作面的冒顶高度通常处于0.6~0.8m 范围内,中部的冒顶高度最高可达1.2m ㊂出现这一情况的根本原因在于较大的来压强度,而来压之前综采工作面的支架工作阻力较低,所以观测中来压期间,支架初撑力也明显较低㊂随着逐渐增快的推进速度及时控制㊂为了分析模型在工作面推进各个过程中的顶板运动状况,根据实验现场拍摄照片,结合理论,分析实验模拟结果㊂由于实际的地质条件复杂多变,实验室模拟只能定性的分析煤层上覆岩层运动规律,而所得的具体实验数据仅供参考,例如初次来压,周期来压等数据㊂因此,定量分析还需依现场实测数据为准㊂工作面沿切眼开采推进,第一次初次来压到来时,基本顶发生初次断裂,作面基本顶沿着煤壁正上方垮落,上覆基岩各分层之间产生裂缝,裂缝宽度较大,详见图3(A )㊂随着工作面的继续推进,推进距达到90m 时,基岩最顶分层的粉砂岩发生较大下沉,同时随着工作面向前推进,工作面上方裂缝前移,当工作面推进距为100m 时,基岩顶部粉砂岩层断裂,其上部承载的表土层发生弯曲下沉波及地表图3(B )㊂实验室模拟可知:工作面基本顶第一次垮落后,随着工作面的推进,裂隙向上㊁向前延伸,最终贯穿地表,地表出现裂缝,可见工作面覆岩中不存在完整 三带 ,基本上为冒落带和裂隙带,顶板基岩基本沿煤壁全厚切落㊂(A )第一次垮落观测结果 (B )第二次垮落观测结果图3 垮落结果观测数据3 结语各煤矿综采面矿压规律各不相同,在实际生产中,不仅需要重视掌握工作面的矿压规律,还应注意顶板管理工作,确保综采工作面可以安全高效地推进,真正从技术及管理层面,为矿井安全生产奠定基础㊂[参考文献][1] 史增利.关于坚硬顶板回采工作面矿压和顶板管理研究[J ].江西化工,2019.[2] 谢杰鹏.综采工作面末采及回撤矿压显现规律与顶板控制技术探析[J ].能源技术与管理,2019,044(002):91-92.[3] 王水利.榆神矿区浅埋高强度开采综采面矿压显现规律及其控制研究[D ].2019.[4] 袁小春,邵小平,郑继锐.大采高综采工作面不同条件下的矿压显现规律[J ].陕西煤炭,2019,038(002):35-39.[5] 崔慧斌.缓倾斜煤层综采工作面覆岩运动规律及矿压特征分析[J ].煤矿现代化,2019,000(005):81-83.72 2020年第10期张海峰 庄旺煤业综采工作面矿压规律研究及分析。
采煤设计一般原则
2、矿井工业资源/储量矿井工业资源/储量＝（122b）+（333）×k其中，k－可信度系数，根据本井田内地质构造、煤层稳定性，k取0.8。
矿井工业资源/储量＝（122b）+（333）×k＝544+1001×0.8＝1344.8万t3、矿井设计资源/储量矿井设计利用资源/储量为矿井工业资源量减去设计计算的断层煤柱、井田境界煤柱、地面建（构）筑物等永久煤柱损失量后的资源/储量。
即：矿井设计资源/储量＝矿井工业资源/储量－永久煤柱损失＝1344.8－10.85－57.17－94.66＝1182.12（万吨）永久煤柱损失的计算：a．断层煤柱损失：井田内无断层，故无断层煤柱损失。
b．防水煤柱损失：采空区防水煤柱＝采空区长×20×采高×比重c．地面永久煤柱：在井田范围内村寨，压煤为M20、M25+26、M30、M35、M40、M59、M80、M107煤层，设计留设保护煤柱，其保安煤柱留设原则：首先在地形图上均以边界外推划出20m围护带，然后按煤层倾向向下方向移动角65°、向上方向按70°移动角投影到煤层上圈定压覆面积，然后计算煤柱。
d．井田境界煤柱：以所划定的矿区开采边界的铅垂线至所采煤层的投影线内推20m计算。
煤柱的计算详见第四章第六节矿井水害防治。
防水煤柱10.85万吨，村寨煤柱57.17万吨，井田境界煤柱94.66万吨，井筒、工业场地煤柱35.68万吨，二、矿井生产能力1、确定矿井设计生产能力的主要原则（1）符合矿区总体规划以及当地国民经济发展规划。
（2）立足于已探明、控制的资源/储量及范围，并考虑长远的发展。
（3）客观地对井田地质构造、煤层赋存条件、可利用资源/储量及其分布、煤层开采技术条件（特别是瓦斯）等进行分析研究。
考虑瓦斯限产、煤层合理开采顺序，按照合理集中生产的原则，对工作面和采区生产能力和接替关系进行认真的分析。
煤矿矿压观测方案
矿压观测方案一、观测目的为进一步掌握巷道围岩在掘进及回采过程中的变形规律，检验支护形式和参数是否合理，验证在采动影响下的支护可靠度。
开展巷道围岩观测工作通过监测巷道围岩变形、锚杆（索）受情况，及时发现异常，采取措施以保证支护有效，施工安全，同时为今后巷道支护设计优化提供参考。
二、工作面概况1.205工作面XXX煤矿205工作面为二盘区第五个回采工作面，回采长度1445m，面宽180m，面积约26.06万m2。
采用综采放顶煤采煤工艺，长壁后退式采煤法开采，全部垮落法管理顶板。
205工作面概况如表1-1所示，工作面布置示意图如图1-1所示。
图1-1 205工作面布置示意图2.301工作面XXX煤矿301工作面为三盘区第二个回采工作面，现已完成井巷掘进施工，回采长度1461m，面宽147m，面积约21.6万m2。
采用综采放顶煤采煤工艺，长壁后退式采煤法开采，全部垮落法管理顶板。
301工作面概况如表2-1所示，工作面布置示意图如图2-1所示所示。
表2-1 301工作面概况表煤层名称4煤水平名称+120m水平采区名称三盘区工作面名称301 地面标高(m) +1035～+1147 工作面标高(m) +36.77～+158地面位置301工作面地面位于槐庄村以东671m，西塬边村以西104m，米家墩以北901m。
主要为梁塬沟壑地形，大部分被农田覆盖，掘进工作面正上方无村庄及其他建筑物，距离最近的西塬边村正在搬迁。
井下位置四邻采掘情况301工作面位于正在回采的三盘区302工作面东南方向；301工作面东南部为正在回采的二盘区205工作面，中间由二、三盘区隔离煤柱将其分开。
图2-1 301工作面布置示意图3.302工作面XXX煤矿302回采工作面为三盘区首采面，回采长度1261m，面宽180m，面积约24.61万m2 。
采用综采放顶煤采煤工艺，长壁后退式采煤法开采，全部垮落法管理顶板。
302工作面概况如表3-1所示，工作面布置示意图如图3-1所示。
采煤工作面与采区巷道矿山压力显现规律及应用
第一节采煤工作面与采区巷道矿山压力显现规律及应用一、采煤工作面采动后压力显现的状况由于岩层本身的重量以及地质构造等因素，使岩体中存在有一定的应力，称之为原岩石应力，未经采动的岩体内原应力处于平衡状态。
工作面回采时，随着采空范围的增大，上覆岩层产生变形挠曲直至破坏冒落后，岩体内的应力将重新分布，并趋于新的平衡。
（一）开采后采煤工作面上覆岩层活动特征顶板岩层的垮落，首先在于顶板岩层的破断、而后在于破断岩块的失稳。
1、老顶的初次断裂老顶岩层悬露时的情况可近似地视其为“板”。
其四周的支承条件则决定于四周采空的情况及煤柱的宽度。
老顶岩层中，最大的弯矩绝对值发生在长周边的中点，即工作面中部上方顶板岩石中。
因而，顶板岩层达到极限垮落时，首先在工作面中部上方岩层中形成平行于工作面方向的裂缝。
其断裂过程，先由长边中间沿工作面方向向两端扩展，而后由短边中间沿煤柱向两端扩展，裂缝在拐角处呈弧形，形成贯通，老顶岩层中间部分形成X型破坏，随着破坏时岩块间的失稳状态，形成了对回采工作面空间安全上的不同威胁。
2、采煤工作面回采期间岩层移动的特点随着回采工作面的推进，老顶初次断裂后，上覆岩层也将逐步活动，上覆岩层的破坏状态可分为冒落带、裂隙带及弯曲下沉带。
（二）采煤工作面矿山压力对采区巷道的影响采煤工作面开采中打破了岩石原有的平衡状态，同时也破坏了原有应力分布状态，从而使岩块冒落，或使开采空间处于高度应力状态。
1、采煤工作面周围支承压力分布采煤工作面在开采过程中，导致围岩内的应力不断地趋于新的相对平衡状态。
由于采掘空间原被采物承受的载荷转移到周围支承体上而形成的压力，称作支承压力。
回采工作面支承压力，常以其分布的范围、形式和峰值大小表示其显现特征。
前支承压力（曾称移动支承压力）——指采煤工作面煤壁前方形成的支承压力，它随着工作面的推进而不断向前移动。
前支承压力作用时间较短，且位置不断变化。
回采工作面推过一定距离后，采空区的冒落矸石有松散状态进入压实状态，此时所形成的最高应力峰值，根据上覆岩层形成的结构状态，前支承压力峰值的位置可深入煤体内2~10m，其影响范围可达到工作面前方90~100m。
高家堡煤矿采煤工作面矿压显现规律研究
高家堡煤矿采煤工作面矿压显现规律研究马骥;王胜;邓磊【摘要】高家堡煤矿101工作面不同开采阶段采用不同的开采方式,基于对该工作面液压支架工作阻力现场监测数据,结合矿山压力理论,对101工作面矿压显现规律进行了分析研究.结果表明:101工作面在综采条件下,直接顶厚度为11.5 m,初次垮落步距平均为24.7 m,基本顶厚度为9.9 m,初次来压步距为47.0 m;在综放开采条件下,直接顶厚度为17.9 m,采场在"岩—矸"结构的保护下推进,结构上方的岩层对采场矿压显现没有明显影响,不存在明显的周期来压现象.说明工作面矿压显现规律不仅与覆岩的组成和结构有关,还与采煤方法特别是实际采出的煤层厚度密切有关.%Different mining methods were used in different mining stages of 101 working face in Gaojiapu Coal Mine. Based on the field monitoring of hydraulic support resistance of this working face and combined with the theory of mine pressure, this paper analyzed the occurrence rule of strata behaviors in 101 working face.The results showed that on the condition of fully mechanized mining, the thickness of immediate roof was 11.5 m, the average initial collapse interval was 24.7 m, the basic roof thickness was 9.9 m, and the pace of first weighting interval was 47.0 m; on the condition of fully mechanized mining, the thickness of immediate roof was 17.9 m. The stope was pushed forward under the protection of the " rock-gangue" structure. The layer above the structure had no obvious influence on occurrence of mining pressure, there was no obvious period of pressure.It was indicated that the occurrence rule of strata behaviors in working face was not only related to the composition and structure of overburden, butalso closely related to the coal mining method, especially the thickness of actual coal seam.【期刊名称】《矿业安全与环保》【年(卷),期】2018(045)003【总页数】5页(P67-71)【关键词】矿压显现;顶板;运动规律;支架工作阻力;现场监测【作者】马骥;王胜;邓磊【作者单位】陕西正通煤业有限责任公司,陕西咸阳713600;陕西正通煤业有限责任公司,陕西咸阳713600;山东科技大学矿业与安全工程学院,山东青岛266590;山东科技大学矿业与安全工程学院,山东青岛266590【正文语种】中文【中图分类】TD323近年来，随着深部煤炭资源开采强度的增大和采矿煤机设备不断革新发展，厚煤层普遍采用放顶煤开采工艺，但考虑到特殊地质条件和开采安全，同一综放工作面有时局部不放顶煤，有时放顶煤。
采区巷道布置与矿压显现详解
(三）采区尺寸
• 1、采区尺寸范围
• 一般情况下，采区上山长度不超过1500m，采区下山 不宜超过1200m。用采区石门和溜煤眼开采时，采区 斜长可按具体条件确定。 • 采区（盘区）宜采用双翼布置，走向以不小于2000米 为宜，机械化高效开采应适当加长。因地质条件影响 只能单翼布置时，走向应不小于1000米。采区走向长 度还要考虑煤层赋存状况、厚度、构造、地压、开采 方式（是否跨上山）等各种因素具体确定。 • 煤层倾角小于12度，可用采用倾斜长壁布置，上山部 分斜长宜为1000～1500m，下上部分斜长宜为700～ 1200m。 • 随着装备水平和开采技术的提高，采区走向长度有逐 渐增大的趋势。如神华集团，3000～6000m。
• 分析目前所采用的各种矿压控制措施，从其对付矿压 的原理来看主要有这些措施：抗、避、移、卸。 • 抗－－抵抗矿山压力；通过提高支护强度实施“抗 压”，投入高。 • 避－－避开高应力区；巷道布置在低应力区，或错开 高压作用的时间，压力稳定后再掘巷。 • 移－－移走高压。巷帮或底板开卸压槽、巷旁留卸载 空间、跨采不留煤柱。 • 卸－－释放高压。可缩支架、预留收缩断面、允许底 鼓后起底。 • 矿压控制中还有最重要的一点，就是充分发挥围岩的 自身承载能力，把支架与围岩作为一个彼此密切相关 的力学相互作用系统，实现支架与围岩的共同承载作 用。锚杆支护就是明显的例子。
• 跨上山开采的影响： • 根据跨越方式的不同，前期有可能经受 一侧支撑压力、双测叠加支撑压力、采 动压力影响，跨越后巷道处于采空区下 应力降低区，若上方留设区段煤柱，则 部分上山将长期处于两侧采空引起的支 撑压力重叠区下。因此，应选择两翼一 面、沿空不留煤柱的跨上山开采最为适 宜。
（3）支撑压力在煤层底板的传播
414108工作面矿压观测方案设计-6.15
内蒙古双欣矿业有限公司414108综采工作面矿压观测方案内蒙古双欣矿业有限公司山东科技大学矿业与安全工程学院2015年6月10日目录目录 01 矿压观测的目的和意义 (1)2 工作面概况及开采技术条件 (3)2.1 工作面概况 (3)2.2 工作面顶板控制及采煤方法 (5)3 矿压观测方案设计 (9)3.1 414108工作面矿压观测 (9)3.2 工作面底板比压测定 (11)3.3 超前支承压力分布规律观测 (16)3.4 顺槽围岩稳定性（支护体系）评估 (18)3.5 顶板离层观测 (20)3.6 工作面侧向支承压力监测 (21)4 项目研究预期目标 (23)5 研究进度及经费预算 (24)1 矿压观测的目的和意义414108工作面为双欣煤矿41采区首采工作面，开采4-1煤层，在该工作面正上方大约0-1875m范围内为实体煤，1876-3257范围上部为222201工作面采空区，且414108工作面在1876-3257范围内两顺槽为内错布置，其中辅助顺槽内错14.5m，胶带顺槽内错24.5m。
414108工作面采用综合机械化走向长壁后退式一次采全高采煤法回采工艺，全部垮落法管理顶板，工作面每天回采19个循环，每循环进尺0.8m，平均割煤高度5.5m。
工作面端头选用ZYT11000/25/50D型端头液压支架7架，ZYG11000/25/50D型过渡支架4架，中间支架选用ZY11000/28/63D型支撑掩护式支架109架，支架全部使用北京天地玛珂电液控制系统有限公司国产SAC型电液控制系统；ZY11000/28/63D型支撑掩护式支架最大控顶距6220mm，最小控顶距5420mm；工作面运输顺槽和辅助运输顺槽采用两组ZCZ15000/25/42型超前支架组，超前支架最大支护高度4.2m，总宽度3560mm；辅助运输顺槽和胶带运输顺槽均采用超前支架的方式进行支护，支护长度分别为24.5m、21.5m。
采煤工作面矿山压力显现规律
二、采煤工作面矿山压力显现规律
• 总之，在采空区四周都存在着应力集中现象。 （回风巷、溜子道几乎相等，煤壁明显大于老 塘。） • ⑸由此可见：回采工作面前方的支承压力主要 是由于工作面的采空区上方岩体的重力转移所造 成的。同时，顶板岩梁弯曲下沉作用也会引起工 作面前方煤体中产生应力升高现象（平时表现不 明显，当工作面来压时就会突然地表现出来，岩 层越硬越明显）。 • ⑹当垮落岩块被压倒一定程度后，回采工作面后 方的采空区，同样会出现支承压力。
二、采煤工作面矿山压力显现规律
④两次来压间隔的天数称为来压周期，在此期 间工作面推进的距离称为周期来压步距。 • 老顶初次来压步距与老顶岩层的力学性质、厚 度、破断岩层之间互相咬合的条件有关（一般为 20—35m，个别矿可达60—70m，甚至更大）。 • 由于周期来压时老顶岩梁处于悬臂状态，与初次 来压时老顶处于双支撑状态不同。周期来压步距 比初次来压步距小得多，一般约为5—20m左右， 少数坚硬顶板可达20—30m。 •
三、掘进工作面矿山压力显现规律
如果两帮岩石节理发育、岩性较软，则 在两帮支承压力作用下，两帮岩石沿着斜 面垮落下来，这就是片帮。 • C、巷道底压。巷道产生侧压，获得新 的平衡后，新的自然平衡拱仍然把压力传 给两帮，再传给底板。当底板岩石强度较 低时，底板岩石就会向上移动，形成底膨。 •
• • 2、影响采场矿压显现的岩层组成 对采场矿压显现有明显影响的岩层，由直接顶 和老顶两部分组成。 • A、直接顶 其作用力必须由支架完全承担， 它由泥质页岩、页岩、矿质页岩等组成。 • B、老顶 由一层或几层岩层（岩梁）组成，它 对采场矿压显现有明显影响，其运动的作用力 （岩层重量）不由支架全部承担（支架承担老顶 作用力的大小，由对岩梁位态控制要求决定）， 它由砂岩、石灰岩、砂砾岩等组成。
- 1、下载文档前请自行甄别文档内容的完整性，平台不提供额外的编辑、内容补充、找答案等附加服务。
- 2、"仅部分预览"的文档,不可在线预览部分如存在完整性等问题,可反馈申请退款(可完整预览的文档不适用该条件!)。
- 3、如文档侵犯您的权益，请联系客服反馈,我们会尽快为您处理(人工客服工作时间：9:00-18:30)。
矿业(集团)有限责任公司
采煤工作面矿压观测设计大纲
（试行）
第一章矿压观测的目的和任务
1．1 了解采场上覆岩层运移规律,有效控制顶板。
⑴了解工作面顶底板状况（破碎、离层、局部冒落等）；
⑵掌握采场矿压规律，进行工作面来压预测预报；
⑶了解采场矿压控制的对象----直接顶和基本顶的范围，工作面支柱(架)实际支撑能力，科学指导支护设计；
⑷科学管理顶板（根据顶板的活动状况合理安排工序和劳动组织，随采场推进的变化确定支护重点等），实现安全高效生产。
1．2 预测采场四周支承压力分布变化规律，进行合理的巷道矿压控制和开采设计。
在搞清支承压力分布变化规律的基础上，为合理进行工作面超前支（维）护提供依据。
1．4 矿压观测的手段和内容
⑴宏观观测。
主要包括：超前巷道破坏、煤壁片帮、顶板破碎和局部冒落、支柱(架)损坏（位置和时间）及老塘矸石冒落状况等。
随工作面的推进，还要对地质变化情况进行记录和描述，如顶底板岩性和煤厚变化、节理裂隙及断层的变化等。
⑵仪器观测。
对矿压现象进行定量描述，主要包括：随工作面推进超前巷道不同位置处的变形量和变形速度；工作面顶板下沉量和支柱钻底量；支柱(架)载荷及活柱缩量。
第二章矿压观测
2．1 观测范围：自切眼开始沿走向观测一个初次来压和2～3个周期来压，综采（放）工作面收作前20m至铺网结束；工作面两巷自切眼各观测不少于150m，巷道支护形式
改变要进行同距离的观测分析；综采（放）工作面若出现支架陷底、压力明显增大现象要重点观测。
2．2 布点原则：均匀布点与随机布点相结合，随机布点在均匀布点中间进行。
单体支柱工作面：原则上不少于10条测线(其中机头、机尾各一条测线)，每条测线对初撑力和工作阻力各连续观测三棵支柱。
面长小于100m的工作面均匀布点，大于100m 的工作面上下三条测线间距各10m，其余均匀布点。
综采（放）工作面：自上而下沿工作面每5架设置一条观测线，上下端头各不少于1条观测线。
工作面两巷按原掘进时布点进行观测。
超前管理范围内每5m一个测点。
2．3 观测方法：
综采（放）工作面采用在线监测设备对支架阻力进行实时观测，单体支柱工作面采用测压表对支柱初撑力和工作阻力进行测定。
“三量”（顶板下沉量、活柱缩量和支柱钻底量），采取矿用测尺或测杆分别量取各排参数，“三量”和阻力同时测定。
为了摸清支柱工作状态和矿压规律，顶底板移近量应打桩进行观测，工作阻力排排进行观测。
炮采工作面井下“三量”观测原始记录表
巷道变形量采用“十字法”观测法：在围岩表面钻孔，孔深不小于200mm，孔内打入木桩，桩头安设测钉作为测量基点，测点必须生根牢固,观测巷道左、右帮及顶、底板移近量。
液压枕、顶板离层仪等与变形量观测点成组安设。
巷道矿压观测原始记录表表2-2
超前管理段：巷道压力采用圆图记录仪观测；顶底板移近量采用顶板动态仪观测，并与圆图记录仪成组设置，设点要求同“十字法”，随工作面的推进，当动态仪临近煤壁2m 左右时回撤并依次向前排设。
沿工作面方向无分段来压现象只观测一条巷道，否则两条均设点观测。
井下动态仪观测记录表
巷道名称：年月日班表2-3
2．4 观测频度：单体支柱工作面每班观测一次，综采（放）工作面每天采集一次数据；顶底板移近量：每天观测一次。
两巷超前管理范围内，圆盘记录仪每天采集一次数据，顶板动态仪每2小时采集一次数据；超前管理以外距工作面煤壁50m以内每天观测1次，50～150m每周观测2～3次，150m以外各矿根据必要自行设计观测。
第三章信息的分析和利用
3．1 沿工作面推进方向来压规律的分析：
⑴判定基本顶来压步距：用工作面中部两条测线的统计数据进行分析（日常资料整理表见附表3-1、附表3-2），以观测循环（N）、观测日期（日/月）和至切眼的距离（L）为横坐标，以各循环的初撑力（P0）、最大阻力（P m）、时间加权平均阻力（P t）为纵坐标，绘出支护阻力沿工作面推进方向来压规律曲线（图1）。
以实测平均支护阻力平均值（p）加其一倍均方差（σp）为基本顶来压的判据（P＇），见表3-1。
工作面基本顶来判据表3-1
将大于判据的循环在表3-1或表3-2和图1上标出，以大于Pm＇的数据或峰值为主，参考大于P0＇和P t＇的数据或峰值，确定基本来压性质、位置和顺序；从图1上量出基本顶来压步距及其有关参数。
⑵确定基本顶来压强度：按已判定的基本顶来压步距，对照表3-1或表3-2和图1所确定的历次来压持续循环数，分别计算历次来压时和来压前支护阻力平均值（表3-2），其比值即是增载系数，用以衡量历次来压强度（表3-3）。
工作面顶板来压显现表3-2
工作面基本顶来压步距及强度表3-3
3．2 沿工作面面长方向压力分布规律：利用附表3-1或表3-2中的数据统计各测线最小工作阻力、平均工作阻力和最大工作阻力的平均值，绘出沿工作面面长方向载荷分布曲线图，并进行分析。
3．3 工作面“三量”的分析：根据工作面“三量”和工作阻力的观测，分析“三量”间的关系，以及支柱实际工作能力。
3．4 分析支柱（架）阻力的频率分布并画出直方图。
⑴初撑力频率分布直方图；
⑵工作阻力频率分布直方图；
3．4 两巷矿压显现规律分析：
⑴利用圆图记录仪采集的数据分析工作面超前压力影响范围、压力大小、高峰支承压力的分布变化规律；
⑵依据顶板动态仪观测数据和超前管理以外巷道变形观测数据，分析巷道变形量与距工作面的距离间的关系以及变形速度。
据表2-2及时整理出巷道各动态仪下沉速度，填入表3-4；根据表3-4用线性插入法推算出煤壁前方固定点下沉速度，插值法公式：
式中：S1——固定点距煤壁距离，分别为4m、9m、14m、19m…或5m、10m、15m、20m…，可自行选择；
V1——所求固定点（S1）处的下沉速度值；
S a、S b——为表3-4为位于S1两端的已知距离数，其中S a＞S b；
V a、V b——为表3-4中S a、S b所对应的书籍正常速度值。
巷道动态仪下沉速度整理表表3-4
3．5 信息的利用
⑴进行工作面来压预测预报，根据顶板的活动状况合理安排工序和劳动组织，随采场推进的变化确定支护重点等，以避免顶板来压时给工作面带来管理困难甚至发生顶板事故，实现安全高效开采；
⑵了解和掌握支柱（架）载荷分布，工作面支柱(架)实际支撑能力，为同类条件下采煤工作面合理支护密度或支架工作阻力的确定提供依据；
⑶通过矿压规律的分析，为高位钻场瓦斯抽采方案的设计提供参考；
⑷预测采场四周支承压力分布变化规律，进行合理的巷道矿压控制和开采设计，为合理进行超前支（维）护提供依据。
附表：
1、炮采工作面支护质量与顶板动态监控原始记录表
2、综采（放）工作面支护质量与顶板动态监控原始记录表
3、采煤工作面矿压观测日常资料整理表(表3-1、表3-2)。