矿压观测工试题库
矿压观测工试题库(精选6篇)
矿压观测工试题库 第1篇
矿压观测工考试题
1、顶、底板的概念:
答:煤层上面的岩层叫做顶板,煤层下面的岩层叫做底板。
2、了解顶、底板的分类,并掌握本矿分煤层各工作面的顶、底板的所属类型。答:顶板分为伪顶、直接顶、老顶
伪顶是直接位于煤层之上的一层极易垮落的薄岩层,常随采随落,多由炭质页岩或泥质页岩组成,厚度一般在0.3~0.5以下,有些煤层没有伪顶。直接顶是直接位于伪顶或煤层之上的一层或数层岩层,常有页岩或砂质页岩等组成,厚度为几米至十余米不等,不很坚硬。
老顶是位于直接顶上方的厚而坚硬的岩层,常有砂岩、石灰岩或砾岩组成。有些煤层上方没有伪顶和直接顶而只有老顶。
3、采煤工作面顶板控制的主要对象是什么?
答:采煤工作面顶板控制的主要对象是直接顶,管理顶板主要是管理好直接顶,包括煤壁和老塘。
4、掌握初撑力、工作阻力的概念以及本矿对支柱初撑力指标要求。答:初撑力是指单体支护顶、底板时的主动支撑力。
工作阻力:当底板来压后,支柱被压,此时支柱所能承受的力。本矿对初撑力的要求:≥50KN/棵
5、了解单体支柱的结构及主要性能。
答:外注式单体液压支柱主要结构:柱缸、活柱、三用阀、顶盖、手把、弹簧; 柱缸:自由伸缩以产生对顶板支护的初撑力和工作阻力; 活柱:在柱缸内自由运行,升起可产生初撑力; 三用阀:卸载阀、单向阀、安全阀组成; 工作原理:(1)、升柱、(2)、承载、(3)、回柱
6、了解采煤工作面顶板事故的分类,能够分析各种顶板事故的发生原因,制定预防措施: 答:采煤工作面顶板事故可分为:漏顶、冒顶、垮掌子面三类。局部冒顶主要分为靠煤帮附近的局部冒顶,放顶线附近局部冒顶及上、下出口局部冒顶三种。1)、靠煤帮附近局部冒顶原因:
直接顶裂隙发育形成游离岩块;采煤爆破后支护不及时;炮眼布置不当,装药量过多,放炮崩倒支架;煤层强度较低,老顶来压片帮,扩大无支护空间。2)、放顶线附近局部冒顶原因:
顶板存在由断层、裂隙、层理等切割形成的大块游离岩块;金属网假顶网上有大块岩块,回收后失稳旋转;支柱质量差。3)、上、下出口局部冒顶原因:
位于采煤面与顺槽交接处控顶范围大;掘进顺槽时,直接顶被松动破坏;为移链板机机头、机尾经常拆换支柱;老顶来压作用,施加给支柱的侧向力影响。推垮型冒顶:
“复合顶板”下推垮冒顶原因:煤层顶板由下软上硬不同岩性组成,层间夹有煤线。当支架初撑力刚度不够,软岩离层被裂隙切割成六面体后,下部冒落、空向倾斜方向或老塘有推力,侧向推力使支架失稳而大冒顶。防止采煤工作面冒顶措施: 1)、首先要加强矿井生产地质工作,掌握回采面的顶、底板和煤层水文等情况及变化,以便针对性地采取防冒顶措施。2)、认真编制采区设计和工作面作业规程,正确确定采面的支护形式和方法,顶板管理方法,控顶距,初次来压和周期来压的特殊支护措施,认真制定工作面初采、初放、收作和正规循环等规定。3)、进行顶板观测和来压预报,及早采取相应安全措施。4)、加强工作面支护,做好回柱放顶工作,同一采面不得使用不同类型支柱。5)、严格工程质量验收,严禁空顶作业,严禁支柱载在浮矸、浮煤上,保证初撑力迎山角度符合要求,工作面不得缺梁少柱,失效、损坏的支柱及时更换。6)、坚持正规循环作业,加快工作面推进速度,工作面保证“三直三平两畅通”。7)、回采工作面上、下出口及机头机尾加强特殊支架支护,煤壁根据需要支设贴帮柱,超前支护顶板,回柱放顶严格按措施执行。
7、知道顶板的状态参数主要有哪些,具体控制指标是多少。
答:根据直接顶的硬度及初放及初次垮落步距,具体控制指标可分为:
不稳定顶板 ≤30(硬度)≤8m(初次垮落步距)中等稳定顶板 31~70 9~18m 稳定顶板 71~120 19~25m 坚硬顶板 >120 >25m
8、掌握采煤工作面顶板管理的重点区、特殊点、异常段的概念。答:重点区:是指工作面回柱放顶区,煤壁区、两巷超前管理区。特殊点:是指上、下出口、腰巷、老峒、车窝; 异常段:是指地质构造带、断层、空顶处。
9、掌握矿压观测的“五个环节”及其具体要求。
答:矿压观测的“五个环节”是指:监测、补改、检验、填报、处理。按照矿压管理规定对工作面人行道一排支柱每隔3棚测一棵,老塘放顶线外第二排测工作阻力,抽测率10%;对监测不合格的及时补液、整改,然后再检验,把有关数据及时准确填入原始记录单,对仍然不合格的要分析原因,采取措施处理。
10、掌握采煤质量标准化标准对支柱初撑力合格率要求。
答:采煤质量标准化对支柱初撑力检查要求采取均匀选点和任意选点,每点选三棵,一处不合格,该点零分,根据工作面长度每10m一点,任意选点要和均匀选点区相同,合格率大于80%。
11、液压管路进入工作面应该怎样吊挂?
答:工作面主管路要吊挂在距离棚梁下200mm处,吊挂间距不超过3m,并吊挂牢固。每个支管要单独盘好,吊挂在人行道老塘侧柱下,注液枪卡紧在三用阀上。在垮越链板机时要吊挂牢固,防止车拉弹回伤人。严禁随地乱放。
12、集团公司对采煤工作面泵站系统、压力、乳化液配比有何规定?
答:乳化液泵站和液化压系统完好,不漏液,泵压≥18Mpa,乳化液浓度不低于2~3%(炮采);泵压≥30Mpa,乳化液浓度不低于3~5%(综采),有现场配比和检查手段。
13、压力的换算关系是什么?
答:目前,我们使用的压力表读出的数据均Mpa,换算成吨时 1)、对于100mm钢径的单体支柱 1Mpa=8KN 2)、对于80mm钢径的单体支柱 1Mpa=5KN
14、如何操作测压表?
答:操作测压表应按照“检、插、卡、测”的顺序进行。即先检查待测支柱周围顶板情况,三用阀内有无煤尘等,发现问题处理好后再测压;插即是测压表插入支柱三用阀内;卡即是插入压力表后,卡上锁紧套;测即转动测压表、测压读数。
15、为什么要坚持“初撑力第一”的观点?
答:
1、因为初撑力的大小是衡量支柱效果的重要手段,提高支柱的初撑力,可以保持顶板的完整性,控制顶板离层及顶板下沉量,保证安全生产。
2、大量统计资料表明,造成顶板事故的根本原因是支柱工作阻力小。而工作阻力是通过支柱增阻达到的。在保证足够刚度的前提下,初撑力是影响工作阻力的关键因素。
3、对于单体支柱,能用测压表直接测出支柱初撑力和工作阻力,方法简便、直观而且覆盖面大。
因此,坚持初撑力第一的观点,以初撑力为主要监控指标是科学的、合理的、可行的。
16、矿压监控的主要目的是什么?
答:主要目的是摸清各煤层工作面的矿压显现规律,分析研究支架的工作情况,为安全生产及今后的支架选型提供科学依据。
17、影响支架初撑力、工作阻力的因素有哪些? 答:1)、支架顶梁上、底座下浮煤浮矸。2)、系统阻力 3)、操作不注意,接顶后注液停留时间不足,立即扳到零位。以上三点为影响支架初撑力的主要因素,影响工作阻力的因素除以上外,在支架上安设安全阀也是很重要的因素。
18、什么叫老顶初次来压、老顶周期来压?
答:一新工作面从开切眼开始回采,老顶悬露达到极限垮度后,老顶岩层第一次断裂垮落,造成工作面压力突然增大,顶板下沉较快。初次来压后,随着工作面的继续推进每经过一定时间,推进一定距离,老顶就断裂垮落一次,造成工作面压力周期性增大,就是老顶周期来压。
19、老顶来压时如何处理才能保证人身安全? 答:1)、来压前思想上有准备,时刻处于戒备状态; 2)、加强工程质量,严格执行作业规程各项规定; 3)、安全退路畅通无阻,上下茬相互响应呼应; 4)、发现老塘顶板有冒落予兆时即停止作业,并立即撤到安全地带。20、什么叫支柱“钻底”,有何危害?如何预防? 答:支柱受压后,柱根插入底板里的现象叫“钻底”
支柱钻底的危害,主要表现在由于钻底而造成顶板下沉量增大,使顶板离层,控顶效果差,支柱载荷下降,给安全生产造成威胁。预防措施:“穿鞋”“下底梁”,增大支护密度,加快推进度等。
21、液压支柱的完好标准是什么内容?
答:1)动作可靠,密封良好,无窜液,漏液现象;
2)活柱划痕深度不大于0.5mm,砸伤面积不大于500mm2。3)、活柱无严重变形,用50mm钢板尺靠活柱其间隙不大于1mm。
22、什么是矿压观测中的“三量”观测 答:1)、顶板下沉量,通常是指测量位置的顶底板相对移近量,包括柱帽压缩量,活柱压缩量和支柱钻底量。2)、活柱压缩量,该指标是指活柱被压入柱筒内的数量,以毫米(每柱KN)表示。3)、支柱载荷,是支柱支护顶板期间所承受的压力大小,以KN/柱表示。
23、采煤工作面矿压显现的现象有哪些?
答:有顶板下沉、垮落、支柱变形与折损、煤壁片帮、支柱钻底、底板隆起、煤被压出、支架阻力明显增大等。
24、全承载支护的含义是什么? 答:工作面多余支柱要全部支设在切顶排一侧,并保证有足够的初撑力,不允许有空载支柱。
25、回采工作面冒顶前主要预兆有?
答:顶板破碎、掉碴、顶板下沉量增大、煤壁片帮等。
矿压观测工试题库 第2篇
报应用及矿压观测总结报告
吉新矿11A601作面支护质量与顶板动态监测预报应用及矿压观测总结报告:11A601工作面面长116.6m,走向1180m采高2.6m,倾角20~40º顶板支护设备选用放顶煤液压支架支护强0.54MPa<0.64MPa-0.73MPa.顶板管理是采煤工作面回采工艺的最关键问题,近两年虽然采取了一些措施,取得了较好效果,但仍未管好顶板杜绝顶板冒顶事 故,支护质量与顶板动态监测预报则是用科学的办法及时掌握回采工作面支架初撑力质量和预报顶板即将发生的活动,适时采取可靠的治理措施,实现安全产.2011年1月1日我矿安装了KJ216煤矿顶板动态监测系统在11A601工作面,工作面共安装4台压力监测分机,分别安装在75架(1号机上部)43架(2号机中)31架(3号机中部)3架(4号机下部)主要监测顶板活动规律,按照规程支架对顶板初撑力设计值是不得大于24MPa,超过设计值支架安全阀会自动漏液,经过三个月的实践,初步掌握了顶板活动规律,及时预报了顶板即将出现的变化,采取相应措施,保证了安全生产.根据3月份11A601工作面综采工作阻力历史数据分析曲线图和监测日报表作出以下结论;
1,工作面上端与下端压力太小,其中上部压力比较突出,平均压力值最大11.33MPa,最小2.69MPa,中部压力较大已超出预定的设计值,平均压力值最大33.13MPa,最小4.876MPa,下部压力值平均最大值23.92MPa,最小值5.4MPa
2,中部压力从3月5日(923m)至3月12日(938m)明显增大,平均压力值49MPa,初步发现中部有来压现象,来压步距为15m,持续时间7天
3,3月22日中部压力值最大已达到46MPa,由此可证明支架安全阀没有自动漏液泄压,安全阀需检修或更换。
4,重点做好中部支架的初撑力观测,保证上部和下部支架初撑力达到要求。
某矿巷道矿压观测分析 第3篇
关键词:矿压,变形,观测,位移
某煤矿位于鄂尔多斯市, 42102工作面位于4#上分层煤层内, 工作面两顺槽沿煤层倾向布置, 工作面沿煤层走向布置。此区煤层倾角1~3°, 属近水平煤层, 煤层平均厚度2.9m, 中部夹矿0~0.5m, 位于煤层1.1m高度范围之内, 对开采影响较大, 开采中将采用煤矿分采措施。煤层顶板岩性:煤层顶板岩性多为泥岩、矿岩, 岩层厚度3m以上, 近切眼处顶板岩层上部为河流石, 此河流石强度较高, 但离层现象严重, 生产中此范围应加强顶板管理, 其主部位泥岩, 矿岩较厚, 局部节理裂隙发育易冒。煤层底板为泥岩板粉砂岩, 岩性硬度低, 遇水泥化。
支护方式 (1) 临时支护支护形式:采用带帽点柱及防片帮网支护参数点柱株排距800×800mm, 临时支护距迎头距离不大于800mm。 (2) 永久支护支护形式:采用锚梁网喷注联合支护。42102工作面布置了一条运输顺槽、一条辅助运输顺槽、一条回风顺槽, 这三条顺槽均与矿井大巷呈63°夹角, 工作面切眼垂直于三条顺槽。 (1) 运输顺槽矩形断面, 净宽3800mm, 净高2600mm, 净断面积9.88m2, 采用φ16×2.2m锚杆、CK3540型树脂锚固剂配合φ6.5mm钢筋制作的钢筋网支护, 锚杆间排距顶部为1000×1000mm, 帮部不支护。 (2) 辅助运输顺槽矩形断面, 净宽4800mm, 净高2600mm, 净断面积13.5m2, 支护方式同运输顺槽。 (3) 回风顺槽矩形断面, 净宽4800mm, 净高2600mm, 净断面积13.5m2, 采用锚网、锚索联合支护, 采用φ16×1800mm锚杆、CK3540型树脂锚固剂配合φ6.5mm钢筋制作的钢筋网支护, 锚杆间排距顶部为1000×1000mm, 两帮未进行支护。锚索长5m, 间距3m, 按地质情况局部补打三花形布置。 (4) 切眼切眼净宽7000mm, 净高2600mm, 净断面积18.2m2, 采用锚杆、锚索、网片、木点柱联合支护, 支架安装后撤除木点柱。锚索排距2.5m, 五花布置, φ18×2100mm锚杆、CK3540型树脂固剂配合φ6.5m钢筋制作的钢筋网支护, 锚杆间排距顶部为1000×1000mm, 帮部不支护。工作面回采时应根据实际情况对主运, 辅运顺槽进行补强支护。
1 矿压观测内容及方法
矿压观测对巷道进行系统性的观测, 目的是为了掌握锚杆承载工况、围岩变形特征以及巷道支护状况, 同时为围岩控制支护设计进行修改、调整提供依据[1], 巷道监测时间, 频率受环境等影响[2]。主要观测顶底板、两帮、巷道位移等。利用仪器对各部位进行监测。
1.1 主要观测参数
巷道支护监测的主要参数包括:围岩的表面位移、锚杆受力状态以及围岩深部变形与位移等。围岩表面位移包括巷道顶、底板移近量和两帮移近量等。根据巷道围岩表面位移值可以判断锚杆支护的效果和围岩的稳定状况。
1.2 观测仪器
(1) 锚杆拉力计, 采用ML-20型锚杆拉力计。
(2) 液压枕, 采用MYJ-10、MYJ-20型锚杆液压枕, MYJ-10型锚杆液压枕最大量程为100k N, MYJ-20型锚杆液压枕最大量程为200k N。
(3) 多点位移计, 采用的是DWJ-2型多点位移计。DWJ-2型多点位移计最大测量深度6m, 每个钻孔布置6个测点, 分别为6m、5m、4m、3m、2m、1m。
(4) 断面收敛计, 本次试验主要采用钢卷尺测量。
2 矿压显现规律及特征
为了监测设计支护方案效果, 在这三区段岩石集中巷试验段布设2个表面位移观测断面, 综合观测断面布置如图1所示。
2.1 围岩深部位移测点布置
DWJ-2型多点位移计布置如图2所示。多点位移计安装位置应尽量紧靠迎头, 最远距迎头不得超过1.0m。安装前先在顶板钻出φ30mm左右的安装钻孔, 将带有6m连接钢丝绳的孔内固定装置, 由安装圆管将其推至所要求的深度;抽出安装圆管, 再依次将其余的孔内固定装置送到预定的位置;将孔口测读装置, 用木条固定在孔口;拉紧每个测点的钢丝绳, 将孔口测读装置上的测环推至100mm位置后, 由螺丝将钢丝绳与测环固定在一起。安装后先读出每个测点的初读数, 以后每次读得的数值与初读数之差, 即为测点的位移值。要求施工后第一周内每天测读, 以后每周测读1次。利用上述设备与仪器对巷道的顶底板进行测量结果如图3所示。
2.2 巷道表面位移测点布置
辅运大巷试验段布设了2个表面位移观测断面, 巷道表面位移监测是在巷道的顶底板和两帮设置监测点, 即采用中腰线十字布点法, 如图4所示。在巷道掘进期间, 测点必须在巷道开挖12小时内埋设。要求施工后一周内每天观测一次, 以后每周测读一次, 巷道稳定后, 加大观测间隔。测点用6mm钢筋制成, 结构如图5所示, 用快硬水泥药卷或水泥固定, 采用钢卷尺或测枪测试, 要求精确到1mm。围岩表面位移测试结果如图6、图7、图8所示。
3 结论
(1) 巷道表面位移结果表明, 巷道围岩破坏方向和周期存在差异性[3], 巷道变形是巷道围岩从稳定—剧烈变形—稳定的过程。
(2) 巷道底板呈现底鼓趋势由于巷道顶部的压力底板被压凸起, 两帮有相互相靠的趋势, 经过锚杆支护和支架使变形量不大在可控的范围内。
(3) 通过对支护后的巷道的变形量进行观测和分析, 支护后顶板下降量减缓, 底板凸起也达到了比较理想的范围。充分说明支护合理有效[4,5]。
(4) 巷道的变形表明, 顶底板和两帮发生了压剪破坏, 岩体节理发育, 通过支护限制了巷道的变形和位移, 也改善了巷道应力集中。
(5) 矿压观测是对现场矿压显现现象进行记录和观测, 同时利用各种工具、仪表观测采场围岩的变形、位移、支架受载及压缩、顶底板破坏等现象。然后动态分析对采场矿压显现有较大影响的岩层运动的方向、时间和条件以及采场及周围支承压力的分布状况, 从而解决现场矿压问题。正确揭示巷道围岩的结构特征及变形等矿压显现机理及规律。为支护设计、支架选型、支护形式的选择提供科学依据。
参考文献
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[2]贾剑青, 等.大跨度地下空间支护体系应力监测与稳定性分析[J].岩石力学与工程学报, 2006, 25:667-672.[6].
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[4]何满潮, 等.夹河矿深部煤巷围岩稳定性控制技术研究[J].采矿与安全工程学报, 2007, 24 (1) :27-31.
巷道矿压观测分析方法探讨 第4篇
【关键词】巷道矿压;矿压观测;单因素;多因素;多元回归;观测方案
随着煤炭工业的快速发展,矿井的产量越来越大,同时工作面生产设备向大型化、重型化、自动化方向趋势发展。巷道矿压观测是直接面对生产现场对矿压显现的宏观现象进行观测和记录,同时利用各种仪表、工具觀测采场围岩变形、位移、顶底板破坏、支架受载及压缩等。然后从动态分析研究中得出对采场矿压显现有明显影响的岩层运动的条件、时间和方向以及采场周围支承压力的分布变化状况,以解决现场矿压控制问题。
1.巷道矿压观测分析的重要性
随着开采进度的不断增加,巷道围岩条件也不断地变化,压力逐渐增大,矿压显现剧烈,巷道支护越来越困难。矿区巷道围岩稳定性分析结果表明,围岩不稳定的四、五类巷道已经占85%以上,给掘进支护管理工作带来了极大的困难。我们经探索深部锚杆支护巷道路矿压规律及分析方法,由简单因素分析、发展到多元回归分析,不断优化锚杆支护设计,改善巷道路围绕岩管理状况,以提高经济效益。支护设计和支架选型,巷道位置选择,开采程序安排等提供依据。由于现场观测获得的资料反映的是多种因素综合作用下动压与支护间的互动作用,故利用这种资料论证分析问题较为可靠,收效显著,越来越为生产现场认可和采用。此外,这种模式有利于工程技术管理人员直接接触和参与矿压研究工作。
2.巷道矿压观测研究的目的和内容
了解各特定开采方式下的采场上覆岩层运动范围、条件和时间,加强工作面顶板控制。了解工作面顶底板状况;进行工作面来压预测预报;了解采场矿压控制对象的范围,工作面支柱实际支撑能力,支柱支架对顶板的相互作用及合理支护强度的确定;实行顶板科学管理,掌握好支架在峰压值来临之前的及时推移前进,实现安全高效生产;支架运行工况的可靠性,发现和了解支架密封性能、漏串液、倾斜、空顶等隐患的存在;了解锚网索对采空区顶板垮落的影响情况。预测采场巷道在开采动压作用下顶底板和内外帮变形位移规律,进行合理的巷道矿压控制和支护设计。开采动压峰值诱发顶板锚杆索载荷分布变化规律,以及锚网索构成的组合拱在经受动压作用后而发生的动压反应,使拱的作用逐渐变弱,甚至转变为悬吊梁变化过程的现象、规律;峰值动压对底板的作用与传播规律及有关参数;在搞清支承压力分布变化规律的基础上,为合理的进行工作面超前维护,确定巷道开掘位置和时间,护巷煤柱尺寸的留设及开采程序等控制设计提供依据;工作面开采动压的动力影响范围,如工作面距离与顶板沉降离层之间的关系;了解由掘进引起的围岩松动深度及特征。
现场矿压观测的主要目的是了解由采动动力引起的采场上覆岩层运动所导致的矿压现象,其观测手段应包括除了人的经验视觉观测外,主要利用先进的矿压测试仪表进行观测。仪器观测能够对矿压现象进行定量的描述,从而更深刻直接地揭示和记录矿压现象的规律。矿压仪器主要包括监测位移、变形和监测压力两大类。监测过程是在采场推进状态下获得的矿压显现参数,依据这些参数,作为分析研究问题的基础:随采场推进超前巷道不同位置处的顶底板相对移近量和移近速度,以及距工作面距离与矿压显现参数之间的位置关系或函数关系;工作面顶板下沉量、下沉速度与工作面距离之间的关系;支架支柱荷载量与顶板周期来压之间关系,以及与采空区顶板垮落之间的关系。
3.巷道矿压观测的方法
轨道巷侧自工作面切眼煤壁前方10米起开始布置巷道变形量观测断面,以后按5米间距布置观测断面。共布置20个观测断面,观测范围110米左右。运输巷内自工作面切眼煤壁前方10米起按5米间隔布置7个测点,观测距离45米。每个断面内设定两帮方向和顶底板方向的位移基点。两帮方向选定锚杆端头作为基点,顶底方向埋置钢钎作为基点,用钢卷尺和测杆进行测读。由于工作面运输顺槽设备布置的原因,运输巷道围岩移近量只进行了顶底方向的观测。顺槽内自切眼煤壁10米起,每隔3-5米左右安装一块压力表,共安装5块压力表。随工作面推进前移压力表。观测和记录工作面前方30米范围内的超前支护单体压力。
一般情况下采面矿压观测有长期连续性观测和专题研究性观测。长期连续性观测是从开切眼起,对工作面矿压显现进行连续观测,期间要经历初次来压和周期来压。长期连续性观测一般用于对采场上覆岩层运动和矿压显现规律的全面了解或顶板来压对安全生产的威胁,而必须坚持来压预测预报。专题矿压观测往往是为了查明影响工作面矿压显现的因素或研究某个单项问题,往往需进行专题观测。如采用新的采煤方法、新水平的首采工作面等,要搞清工作面推进速度对工作面矿压显现的影响;割煤、回柱移架对顶底板移近速度的影响;了解采场支架的实际工作状况。
4.观测成果的应用
矿压观测的过程也就是成果应用的过程。在矿压观测过程中,要及时整理资料并进行分析研究,总结矿压显现的变化规律,及时向有关部门提供信息,要建立矿压检测资料简报编写制度,使矿压观测成果及时转化为生产力,为安全生产提供支持与保障。
综采面一般需要进行以下几方面的矿压观测:工作面矿压显现参数,巷道超前支承压力;巷道顶板离层观测;巷道两帮变形量与顶底板移近量;巷道锚杆受力状况监测。通过此工作面开采过程中进行常规的矿压监测,包括支架工作阻力、顶板冒落特征、巷道表面位移观测等,得到了工作面顶板运动规律及矿压显现特点,对支架适应性进行评价。
4.1需控岩层范围
直接顶厚10.25m,主要由粉砂岩和细砂岩组成;基本顶由1个岩梁构成,岩层厚12.98m,由坚硬的中砂岩组成。
4.2顶板运动规律
在工作面煤岩赋存条件下,直接顶初垮步距为16m,基本顶初次来压步距30.2m,周期来压步距平均为19.2m;由工作面上部至下部来压步距基本依次减小;工作面各部位来压不同步,上部来压较晚,下部较早,存在明显的分段初次来压现象;
4.3支架阻力分布及运行特征
通过对支架前后柱、整架阻力频率分布规律分析,支架与顶板适应性并不理想。后柱阻力偏低,经常出现后柱不受力,这对顶板控制是十分不利的,其原因是多方面的:有顶煤的力学性质,支架架型、操作及管理等多方面的原因。
4.4巷道超前压力显现规律
对工作面胶运巷进行了表面位移观测,巷道总体变形量小,两帮变形量大于顶底板变形量;巷道在25m处已经受到采动影响,但在15m以外采动影响的程度很小,显著影响范围在10m左右,巷道压力峰值在4~5m处,因此工作面超前30m加强支护是合理的。
矿压观测工作通常是在一个阶段或时期内完成的,因此矿压观测工作结束后应及时写出矿压技术管理总结报告,测区地质和生产技术条件;测区布置;观测结果分析;结论和建议。矿压观测与研究报告的写作形式是多样的,详与简的形式取决于写出的总结规测研究报告的用途,但要体现出问题、结论、建议。要有严密的科学性和明确的针对性,同时对新发现的问题可以进行大胆探讨,阐明自己的见解和学术观点。对取得的成果进行实事求是地总结,得出本工作面或巷道所特有的矿压特征和顶板控制方法及改善途径。
5.结束语
巷道矿压观测技术在煤炭生产中具有重要的作用。根据岩层性质、顶板压力、顶板下沉量和下沉速度、放顶步距、周期来压等数据,逐步摸清本矿区的矿压规律,制定本矿区的顶板分类标准,为采区设计、巷道布置、设备选型、支护设计、顶板控制提供依据。
采煤工作面矿压观测总结 第5篇
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。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。
矿压观测工试题库 第6篇
翟镇煤矿关于印发
《矿压观测管理办法》的通知
各单位:
现将《矿压观测管理办法》转发给你们,望严格贯彻执行。
翟镇煤矿
2013年1月1日
- 1 -
矿压观测管理办法
为进一步完善我矿矿压观测管理工作,加大矿压观测工作的监督检查和考核力度,掌握不同生产工艺下顶板活动规律,为巷道支护设计提供科学合理的依据,有效开展矿井采掘工作面和特殊地点的顶板管理工作,确保矿井安全生产,制定如下管理办法。
一、组织机构
1.成立矿压观测管理领导小组,生产矿长任组长,总工程师、安监处长任副组长,采煤副总、掘进副总及调度室、生产技术部、机电运输部、通风防尘部等有关部门负责人为成员。下设矿压观测管理办公室,办公室设在生产技术部矿压组,负责矿压观测工作的组织协调及监督考核等工作。
2.为确保矿压观测工作顺利开展,采掘区队建立兼职矿压监测队伍,负责所属工作面的矿压日常监测,技术副区长负责本区队矿压监测人员的管理工作,并制定相应的矿压监测管理办法。
二、岗位职责
(一)矿压组工作职责
1.按照上级文件要求,依据矿井生产接续做好矿井年度矿压观测计划及方案的编制工作,按时上报集团公司规划的矿压研究项目观测报告及季度(年度)矿压观测总结计划,经分管领导审查签字后上报集团公司技术处。
2.负责采场、巷道及特殊地点的矿压观测方案编制,测点布- 2 - 置、监测数据的处理以及矿压观测报告的编制工作。
3.设计矿压监测日常记录表格,下发工区并由工区矿压监测员填写,由工区技术员报送。对工作面原始监测数据进行整理、汇总分析,并根据分析结果提出整改建议,分管领导根据存在问题提出处理意见,由区队技术副区长制定整改措施。
4.对工作面或巷道矿压监测数据进行不定期抽查校核。对监测资料保存,保证资料齐全。按照规定要求做好达标资料及质量认证评审资料的准备工作。
(二)区队工作职责
1.采掘区队建立兼职矿压监测人员管理制度,明确兼职矿压监测人员工作职责并进行日常管理考核,由工区技术副区长负责落实。安监员为区队兼职矿压监测人员,负责本采面或掘进巷道的矿压日常监测工作,填写监测表格。
2.负责矿压监测设施的安装、日常维护和更换,保证监测数据的准确性。根据矿压组设计的日常记录表格,负责印刷或打印,每日进行填写并报送生产技术部矿压组。
3、区队技术副区长协助区长抓好本区队矿压监测工作,负责对工作面或巷道矿压监测数据进行不定期抽查校核。
4、辅助区队负责对其工作地点范围以内的矿压监测仪器、仪表、设备等进行普查和维护,如损坏或不起作用应及时通知矿压组进行更换,确保监测设备的正常运行。
三、实施细则
- 3 -
(一)回采工作面
1.监测人员按照文件规定要求沿工作面倾斜均匀设置10个观测点,按走向10条测线进行现场监测并进行标记,确保观测的连续性;监测时,每班要对每条测线的支架进行初撑力和工作阻力的监测,随测定随记录,并计算初撑力的合格率。
2.监测人员必须对采空区顶板的冒落情况进行观察、统计记录,记录初次来压、周期来压频次及时间,描述采空区来压情况,准确把握来压步距。
3.监测人员必须配备单体液压支柱检测仪,随时进行现场抽测,并对两巷超前支护效果进行监测。当超前支护采用单体液压支柱支护时,按观测方案均匀设置5个观测点进行初撑力及工作阻力的监测,随工作面推进及时前移测点,并计算合格率;当超前支护采用超前支架支护时,读取并记录支架自带压力表数据,掌握支架阻力的变化情况。
4.监测人员要按规定及时准确测量数据,保证数据的完整性、真实性,并将数据按要求填写到基础资料记录表中。现场监测过程中发现的问题要督促现场施工人员进行整改,当班无法整改的问题和重大隐患要有重点记录,并负责监督落实整改处理措施并签署落实意见。
5.上井后,监测人员将当班原始记录数据表上交本工区值班室,监测数据及签字要清晰齐全,工区技术员负责收集并汇总上报生产技术部矿压组。
- 4 -
(二)掘进工作面
1.掘进矿压观测项目,分巷道表面位移观测、顶板深部离层观测和锚杆受力观测。
2.观测区段间隔60m设一个测站,每个测站根据现场情况进行测点布置,设点时,矿压组提前通知工区(正常情况下提前两天,应急工作随时通知),工区值班或技术副区长(或技术副区长指派的人)必须参加,及时处理有关问题并进行交接。
3.生产区队按观测要求协助安设木桩、顶板离层仪和锚杆测力计等矿压监测设备,并负责保管确保设备完好。
4.监测人员负责日常观测的数据量取、记录,对于表面位移、顶板离层仪、测力计等观测项目,距掘进工作面15m以内,距回采工作面30m以内要求每天观测一次,其余范围每周观测一次。监测完毕后将数据按要求填写到基础资料记录表中,由夜班安监员上井后上报工区值班区长,工区技术人员负责上报生产技术部矿压组。
5.巷道(包括永久巷道)施工结束办理移交时,连同离层仪观察记录一起移交给接受区队,接受区队继续按规定进行观测。
(三)特殊地点
1.生产技术部矿压组负责新采区、新煤层的首采工作面的“三量”观测和矿压显现异常区(如应力集中区等)的矿压观测实施工作。
2.特殊地点矿压观测工作由专业负责提出矿压观测计划,矿
- 5 - 压组提出矿压观测方案及实施步骤并进行观测。
3.生产技术部矿压组负责编制矿井特殊地点矿山压力异常区域的合理观测方案,并严格按方案要求设置测区和测点进行观测,观测项目结束后,及时提出矿压观测报告。
四、考核奖励
(一)日常工作考核 1.回采专业
(1)回采区队要制定矿压监测管理制度,工区区长要安排人员协助矿压组做好本工作面的各项矿压观测工作,尤其是协助做好现场矿压观测测站的设点工作,否则,对工区罚款500元,对区长、技术副区长各罚款50元,技术员罚款40元。破坏矿压观测测站的,对工区罚款500元,对区长、技术副区长各罚款50元,技术员罚款40元。区队报送的技术资料内容存在严重缺项或数据存在严重错误的,处罚技术副区长50元,技术员40元。
(2)采煤工作面要确保支架初撑力合格率达到80%以上。矿压组人员对各工作面支架运行状况进行不定期抽测,当工作面支架初撑力合格率低于80%时,按不合格支架对工区每架罚款100元,并联责工区正职、盯班副职各20元/架。
(3)监测人员对数据的真实性负责,对数据记录不清或造假者,每次罚款50元。监测表漏测、签字不全、代签字或不按时上交者,每次罚款20元。
(4)各回采工区每天8:00前必须将三班的《采煤工作面支- 6 - 护质量、顶板动态监测记录表》送交生产技术部矿压组,每迟交或少交一次,罚技术副区长20元。
(5)安监员所用单体液压支柱检测仪由所在工区负责领取、发放,确保现场正常使用,凡因仪表损害不及时更换或影响使用的,每次对工区区长处罚50元。
(6)各类监测记录表由本工区负责联系印刷和发放,若影响正常报表工作,每次对区长处罚50元。
(7)监测人员发现损坏、失效的仪器要及时进行更换,以确保监测工作的顺利进行。仪器因现场保护措施不得力、或人为损坏的,要追究责任,照价赔偿。
2.掘进专业
(1)掘进区队要制定矿压监测管理制度,工区区长要安排人员协助矿压组做好本工作面的各项矿压观测工作,尤其是协助做好现场矿压观测测站的设点工作,否则,对工区罚款500元,对区长、技术副区长各罚款50元,技术员罚款40元。破坏矿压观测测站的,对工区处罚500元,对区长、技术副区长各罚款50元,技术员罚款40元。区队报送的技术资料内容存在严重缺项或数据存在严重错误的,处罚技术副区长50元,技术员40元。
(2)所有锚带网巷道掘进期间必须按规定及时安装顶板离层指示仪,备齐打设离层指示仪的设备器材(6m的锚杆机钎子及接盒),因器材不齐全影响安设的,每次处罚工区区长20元,承包头20元。
- 7 -(3)顶板离层指示仪安装不及时、读数有误差或安装后不能正常读数,每次处罚区队500元,联责技术区长50元,技术员40元。
(4)顶板离层仪安装后,要及时挂牌,如实填写初读数,派专人做好观测记录,不按规定观测或不做记录,每少一次罚承包头50 元,联责技术区长50元,弄虚作假的每次罚款100元。
(5)现场对仪表要进行交接,建立仪器登记台帐,技术副区长参与现场设点工作,交接时现场签字,一式两份,进行考核。保存,运送,设点,观测过程中出现仪表损坏、丢失的,要进行分析,对责任单位按原价格的二倍进行赔偿。
(6)监测人员必须认真观测、精确记录,发现数据不实每次罚20元。
(二)项目管理考核 1.处罚机制
(1)完不成集团公司项目计划或未按照要求执行的,按照矿罚款总额10%对相关责任人进行处罚。
(2)对不按计划进行或不按形象进度完成的Ⅰ类观测研究项目,每项对有关人员罚款5000元。
(3)对不按计划进行或不按形象进度完成的Ⅱ类观测研究项目,每项对有关人员罚款2000元。
(4)对于制度不完善、职责不明确、档案资料不齐全、矿压数据不详细、规律分析不清、措施不得当,如不按规定时间提- 8 - 出观测研究报告、工作报告和矿压计划的,每次对矿压组罚款200元。
2.奖励机制
(1)全年顶板专业实现安全生产,矿压观测研究项目完成率90%以上,对采掘区队、辅助区队及矿压管理有关人员进行适当奖励。
(2)由矿压组人员成立专项课题组,在矿压观测实施过程中对生产起到指导作用并产生显著效果,同时又解决了矿井某一项重大问题,或申报的科研成果获省、部级科技进步二等奖及以上的,按有关创新规定进行奖励。
(3)课题组成员将矿压观测的研究成果用于矿井巷道支护参数的选择及改进,采场液压支架合理选型,实施以后可以明显减少支护材料消耗及设备投入成本的,按照节约材料费总额的10%进行奖励。
以上奖罚按矿有关规定执行,并落实到人。
五、相关要求
1.矿压观测研究项目必须按集团公司下达的起始时间开始工作,项目开始前要由矿专业副总组织编写可行性论证报告;现场观测前,矿要由项目负责人组织编写矿压观测方案,明确进度和完成时间。
2.生产技术部矿压组对其所提出的矿压观测资料结论的准确性负责;采掘工区技术副区长和区队安监员对其所提出的矿压
- 9 - 观测数据的真实性负责。
3.矿压组严格按照集团公司下发的年度技术管理规定进行矿压观测工作,并按技术管理规定要求编制矿压观测报告。
4.加强矿压观测新技术、新设备推广工作,积极使用先进的自动化观测仪器。推广应用的矿压观测设备费用列入集团公司维简计划。
5.如需进行测点布置时,矿压组人员提前通知工区值班人员,并由值班人员安排专人协助打设测点。
6.其它未尽事项按2013年集团公司技术管理规定和2013年翟镇煤矿生产管理程序相关规定执行。
抄送:矿党委、矿工会
翟镇煤矿办公室 2013年1月1日印
矿压观测工试题库
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