1301综放工作面初采矿压报告050612(可编辑修改word版)

1301 综放工作面初采期间矿压观测报告东滩煤矿生产技术科二00 五年五月1301 综放工作面初采期间矿压观测报告一、工作面概况（一）工作面位置1301 综放工作面位于一采区下部，倾斜长度192.0m，走向回采长度1608.12m，自东向西回采。

具体位置及井上下关系如表 1 所示。

工作面位置及井上下关系表表1（二）煤层地质概况煤层情况表表24、工作面煤层顶底板情况煤层顶底板情况表表3（三）巷道布置1、工作面巷道布置1301 综放工作面的两顺槽相互平行，北侧的顺槽（沿空）作为轨道顺槽，与 1302 综放工作面轨道顺槽巷中至巷中的距离为 7.5m；南侧的顺槽为运输顺槽，两顺槽都沿 3 煤底板布置。

工作面切眼沿 EF44 断层煤柱布置，运顺端头超前轨顺端头51.5m。

设计停采线垂直于两顺槽，运顺侧停采点沿顺槽方向距一采轨道上ft 336m。

2、工作面轨道顺槽采用锚网带支护，梯形断面，上净宽 3800mm ，下净宽 4858mm，净高 3200mm，净断面积13.85m2；巷道顶部铺联金属菱形网，按照80 期0mm 的间距锚固M 型钢带，每排 M 型钢带打６根φ22mm×2400mm的左旋无纵筋树脂锚杆，沿巷中每隔 3.2m在M 型钢带之间加打一根锚索；帮部铺联金属菱形网，按照800mm 的排距锚固φ20mm×2200mm的左旋无纵筋树脂锚杆，每排每帮均匀布置四根锚杆。

按照《兖矿集团公司煤巷锚网支护技术规范》的要求，在特殊区域采取复架工字钢棚的联合支护形式。

3、工作面运输顺槽本工作面运输顺槽位于南侧，沿3煤层底板布置，为实体煤巷道。

运输顺槽的巷道断面及支护形式与轨道顺槽相同。

4、采煤面切眼导峒在整个切眼的东部施工，支护形式与顺槽相同,并在距导峒西帮2.3m的位置按照间距800mm的要求支设单体液压支柱。

切眼导峒拓宽后上净宽达到7000mm，下净宽达到7500mm，净断面积达到20.3m2。

切眼拓宽部分采用锚网带支护，拓宽部分的锚杆及梯型钢带的间距为800mm，每排施工６根锚杆，并在导硐衔接部位距切眼东帮2.4m的位置按照间距800mm的要求支设一排单体液压支柱。

切眼最终刷宽后，西帮打2根锚杆。

（四）生产技术条件1、采煤方法走向长壁顶板垮落综采放顶煤一次采全高采煤法。

2、采煤工艺过程割煤→移架→推前溜→放煤→拉后溜。

3、支架形式中部支架型号: ZFS6200-18/35支撑高度：1800～3500mm中心距：1500mm宽度：1410～1580mm初撑力：5036～55274kN（P=31.5MPa）工作阻力：6000～6250kN（P=37.3MPa）支护强度：0.8～0.86MPa底板比压： 1.4～1.9MPa（平均）适应煤层倾角：≤15º缸径230mm端头支架型号: ZTF6500-19/32支撑高度：1900～3200mm中心距：1570mm宽度：1490～1660mm初撑力：6157kN（P=31.5MPa）工作阻力：6577kN（P=37.3MPa）支护强度：0.75MPa底板比压： 2.05 MPa（平均）支护面积：9.28m2适应煤层倾角：≤12º缸径250mm工作面开采初期安装134 组液压支架，自轨顺向运顺依次为 3 组ZFS6200- 18/35 型液压支架、5 组ZTF6500-19/32 型可放煤排头支架、123 组ZFS6200-18/35 型液压支架、3 组ZTF6500-19/32 型可放煤排头支架。

正常开采期间为130 组液压支架，其中ZFS6200-18/35 型液压支架123 组，轨顺端头安装4 组和运顺端头安装3 组ZTF6500-19/32 型可放煤排头支架。

初采时，轨顺先推进，待与运顺平齐后，撤除轨顺端头的 3 组ZFS6200-18/35 型液压支架，之后正常推进。

二、矿压观测目的及方法1、矿压观测目的通过矿压观测掌握1301 综放工作面顶板的显现规律和超前支撑压力影响范围，摸清工作面直接顶初次垮落距离与老顶初次来压、周期来压步距以及来压强度和持续时间，检验ZFS6200-18/35 型液压支架对顶板的适应性及控顶效果，同时对工作面两顺槽进行围岩变形观测，以确定煤壁前方支撑压力变化情况，检验巷道支护效果。

2、观测内容和方法采用专项观测与常规观测相结合的矿压观测方法。

（1）专项观测工作面顶煤及直接顶垮落专项观测。

在工作面开采初期，每天进行观测，及时掌握工作面顶煤、直接顶垮落顺序、步距。

（2）常规观测⑴支架载荷：采用ZYDC-3 型液压支架压力记录仪。

在工作面设立上、中、下三个测区，6 条观测线，上测区（轨顺侧）设在121 架、111 架，中测区设在71 架、61 架，下测区（运顺侧）设在21 架、11 架。

每个支架安设一台ZYDC-3 型液压支架压力记录仪，实时监测支架前、后立柱的工作载荷。

⑵顶板稳定性：用钢尺每隔10 架量取采高、片帮 c 等值。

轨顺从距开切眼50、60、80m 设立三组围岩变形观测点。

运顺从距开切眼58.6、86、90m 设立三组围岩变形观测点。

在开采初期测量工作面顶板稳定性和两顺槽围岩变形及工作面进尺、采集支架载荷监测数据。

三、观测结果及分析(一)工作面顶煤及直接顶垮落专项观测1、工作面顶煤垮落情况由于该面为调斜开采，轨顺比运顺拖后51.5m。

所以，开采初期多推轨顺，少推运顺，直至两侧平齐后开始正常推进。

由于调斜开采，先推轨顺，在轨顺推离切眼2.8m 时，架后顶煤开始垮落，在轨顺推离切眼7.2m 时工作面134~51 架架后顶煤全部垮落。

运顺由于推进距离小，50~1 号架架后顶煤未垮，在运顺推离切眼2.8m 时，50~45 架架后顶煤开始垮落，运顺推离切眼13.5m 时，45~1 号架架后顶煤全部垮落。

顶煤初垮步距为：轨顺：5m，运顺：8.15m，平均 6.575m（不包括切眼宽度7.5m）。

2、工作面直接顶垮落步距工作面在顶煤初垮不久工作面支架后部见矸，根据现场观察和支架压力数据分析，可确定工作面直接顶初次垮落步距为：轨顺：7.2m,运顺：13.5m,平均：10.35m（不包括切眼宽度7.5m）。

本面由于两端头不同步，轨顺侧跨落后，运顺侧还未采动。

观测时两端头切顶线后的顶煤有一半没有垮落。

（二）工作面常规矿压观测1、工作面老顶初次来压步距老顶初次垮落步距：轨顺：70.4m（包括倾斜多出的51.5m），运顺：21.6m，平均：46m。

工作面老顶在推离切眼46m 时开始垮落，老顶由工作面中部向轨顺侧和运顺侧来压。

2、来压步距及强度3、顶板来压显现特征表三顶板来压显现特征表4、工作面顶板稳定性评定1301 综放工作面老顶初次来压步距为46m（不包括切眼宽度7.5m），老顶来压时显现明显。

1301 综放工作面直接顶顶板属中等稳定、老顶来压明显的顶板。

周期来压步距最大27m，最小13.7m，平均17.12m。

本面属2 类Ⅳb 级顶板，由于采用调斜开采，使得顶板煤岩层强度显现不明显，与邻面1302 工作面相比，步距略小。

四、液压支架工作状态及阻力分布特征1、支架载荷分布特点⑴、支架初撑力支架工作状态主要指支架在井下的实际工作状态，本面的支架工作状态见下图一。

图一1301 综放工作面支架初撑力直方图由上图一可以看出，该面支架的初撑力分布呈近似正态分布，说明支架的工作特性比较稳定，能够适应本面的生产条件；但也可看出支架支架初撑力集中在2400~3600KN/架的范围内，意味着支架的初撑力较低，没有及时对顶板岩煤起到支护作用，主要原因是升架时没有按要求操作，使得支架初撑力较低，没有达到规定值初撑力值，这种工作状态对生产管理不利，容易给顶板管理带来困难，严重时影响生产。

⑵、支架工作阻力图二1301 工作面支架工作阻力直方图由上图二可以看出，该面支架的工作阻力分布呈近似正态分布，说明支护阻力基本稳定在一定范围内，说明支架的工作特性比较稳定，能够适应本面的生产条件；但也可看出支架工作阻力集中在较低值范围内，说明没有充分发挥支架效应，没有充分发挥支架的工作效能。

2、支架载荷实测值分析表四工作面支架载荷（KN/架）由上表四可以看出，全面初撑力平均值为3296KN，为额定初撑力的65%；上测区（轨顺侧）初撑力平均值为3217KN，为额定初撑力的63%，中部测区初撑力平均值为3350KN，占额定初撑力的67%，下部测区初撑力平均值为3321KN，为额定初撑力的66%，工作面初撑力偏低。

全面工作阻力平均值为4660KN，为额定工作阻力的77%；上测区（轨顺侧）工作阻力平均值为4556KN，为额定初撑力的76%，中部测区初撑力平均值为4498KN，为额定初撑力的75%，下部测区初撑力平均值为4926KN，为额定初撑力的82%。

3、支架前后柱阻力对比表五1301 工作面前、后柱阻力对比表由表五可以看出，该面支架前柱阻力普遍大于后柱，其中前柱与后柱初撑力最大差值为195KN/柱，最小差值为99KN/柱；末阻力最大差值为243KN/柱，最小差值为145KN/柱。

这是由于支架上方顶煤破坏处于变化之中，后部顶煤刚度较小，支撑强度较低，而顶煤被不断放出，使顶煤作用在支架上的作用点前移，从而表现为前柱大于后柱。

最小差值出现在上部测区，靠近轨顺端头处，与该面两侧均为实体煤，顶板比较稳定，受顶板运动回转角的影响所致；最大差值在下部测区，靠近运顺端头处，这与运顺内初采期间顶板节理发育，断层较多，造成运顺侧的煤岩强度降低有很大关系。

五、工作面巷道顺槽矿压显现特点1、运顺围岩变形表六表六1301 综放工作面运顺巷道变形整理表运顺围岩变形累计值mm450 400 350 300 250 200 150 100 50 02.60 11.20 20.20 29.20 36.60 43.60 48.10 52.10 56.40 57.40 58.00 58.00 58.60距面煤壁距离m累计测点号至煤壁距离 （m ）两帮移近量 （mm ） 顶底板移近量 （mm ） 影响范围 （m ） 累计 mm/d 累计 mm/d 1# 58.6 - - - - 389 12.6 16 2# 80 937 58.56 430 26.88 30 3#9046227.1740223.6536.6由上表可以看出，随距工作面煤壁 58m 围岩变形开始增加,顶底和两帮最大变形全部都出现在 3#测点，即距工作面煤壁 60m 处,这与所受工作面采动压力影响的时间长短有直接关系。

影响范围为 36.6m 。

2、轨顺围岩变形 表七 1301 综放工作面轨顺巷道变形整理表测点 号 至煤壁距离 （m ） 两帮移近量 （mm ） 顶底板移近量 （mm ） 剧烈影响范围 （m ） 累计 mm/d 累计 mm/d 1# 50 924 77 554 35.59 24.2 2# 60 695 53.46 590 45.38 32.7 3#80122376.4355034.3741.2由上表七可以看出，两帮累计最大移近量为 1223mm ，出现在 3 号测点，剧烈影响范围为32.7m。