矿压观测工考试题（通用6篇）
篇1：矿压观测工考试题
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。
篇2：矿压观测工考试题
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
利用顺槽原观测基点，并视情况补设部分基点。即在轨道顺槽、运输顺槽分别距切眼40m、60m、80m、100m、120m处布置五个测区，利用测尺和测枪量测巷道采动影响过程中的顶底板及两帮移进量，每天观测一次，根据观测时间可算出移进速度。
三、支护质量动态监测
每旬由生产技术部不定期对工作面和顺槽支护质量动态检查，对存在问题，由采煤队立即整改。
监测内容包括支架的初撑力、煤壁片帮情况、梁端距、采高及端面顶板冒落情况、两顺槽单体支柱初撑力、超前支
护质量等。
四、观测时间要求
1、工作面：观测到老顶初次来压和六次周期来压。
2、顺槽：观测至工作面推进200m止。
3、支护质量监测：整个生产期间。
篇3：矿压观测工考试题
巷道围岩移动一般用移动量表示, 它可分为相对移动量和绝对移动量。一般只测相对移动量就能满足对支护结构设计和支护形式选择的要求。绝对移动量的观测工作量大, 仅在特殊要求条件下才进行测量。
1.1 测站布置及测点安设
1.1.1 测站布置
测站要布置在工作面前方不受采动影响区内, 通常距工作面60~100m。为有利于对比, 要求每条巷道内布置2~3个测站, 每个测站间距以20~25m为宜。每个测站要求设置2~3个测点, 测点间距以1~2m为宜。测站的具体位置, 由地质条件和生产情况确定。
1.1.2 测点安设
测点安设要求:观测点要求此处顶板稳定、支架完好、两帮整齐、底板平坦、方便观测。测点要安设牢固, 以便保护测点进行长期观测。各观测截面内的空间位置要相一致, 以便减少观测资料中出现的偏差。
测点安设方法:先在顶板上打一个深为100~200mm、直径约为40mm的钻眼, 在眼中打入木塞, 把木塞上钉子作为测量基准点的基点, 铁钉头部钻有一圆穴。在顶、底板垂线方向以同样的方法在底板设基点。若顶板岩层坚硬平整, 也可用彩色油漆标明观测基点。两帮观测基点的安设方法与顶底板基本相同, 要尽量使观测截面内各对测点在同一平面上。
1.2 测点的布置方式
1.2.1 垂直布置
垂直布置即垂直于巷道顶、底板布置一对测点。这种布置方式适用于巷道顶、底板相对移动量较大, 而两帮不出现变形或变形不大的情况。
1.2.2 十字布置
在巷道顶、底板和两帮均有较大变形时, 为测定顶、底板和两帮的相对移近量, 通常采用十字形布置测点, 在巷道顶、底板跨度中心布置一对测点, 通常只观测顶、底板相对移近量及两帮的相对移动量。
1.2.3 网格布置
若巷道围岩松软, 四周巷道空间凸出, 为研究围岩的变形状况及巷道断面缩小率, 可采用网格布置法。此法是在同一巷道截面上, 在顶、底板和两帮分别选取几个对测点, 并相互垂直形成网格状, 以观测巷道周围的变形情况。
1.3 观测仪器与使用方法
1.3.1 观测仪器
测定巷道围岩移动量, 通常用ADL-2.5型测杆或KY-80型顶板动态仪。
1.3.2 使用方法
在巷道顶、底板或两帮观测基点安设好后, 要进行编号。把测杆放在基点顶端铁钉的穴孔内, 测量一对基点间的距离, 记下初始值。要求各测站每天观测一次, 在工作面采至测站附近时, 可每天测读2次。
2 巷道支架载荷观测
架棚巷道支架载荷可用ADJ机械式、HC型液压式或YLH型钢弦式测力计观测。锚杆支护的巷道锚杆载荷常用MJY-1型无损锚杆测力计和CH-20型锚杆测力计观测。
2.1 架棚巷道支架载荷观测
2.1.1 观测仪器的安设
第一, 拱形巷道测力计布置及安设。拱形巷道每架支架应在两帮各安设2~3台测力计、在顶板处安设3~5台测力计。在支架架设的过程中, 把测力计均匀地安置在支架上躲开棚腿搭接处。
第二, 梯形或矩形巷支架测力计的布置及安装。把测力计安装在支架顶部两端, 在测力计之上用一根承压梁接触顶板如矿用工字钢。测力计安装在承压梁与顶梁之间, 如果巷道两帮的侧压较大, 需要测定支架棚腿的受力情况时, 测力计的安装。在棚腿上安设一个钢板固定座或砍一个凹槽。而测力计固定座和围岩之间必须用金属板隔开, 金属板后面一定要插严背实。
2.1.2 观测要求及方法
支架载荷测站及测点布置与围岩移动测站及测点布置相同。支架载荷测点与围岩移动测点布置在一起, 相距200~300m, 以便于互相修正、分析对比、提高观测精度。各测点支架载荷的观测, 要与该测点围岩移动的观测工作同步进行。通常每天测读1次, 距工作面近时可每天测读2次。
2.2 锚杆载荷测定
锚杆载荷观测的目的是分析回采巷道在服务期间锚杆的载荷变化情况, 监测锚杆工作状态, 为调整和修改支护参数提供实测依据, 是锚杆支护巷道监测的一项重要内容。
2.2.1 MJY-1型无损锚杆测力计
仪器使用方法:对锚杆受力进行观测, 要在锚杆施工时, 把方垫圈安装在托板与螺母之间, 操作步骤如下。先安装仪器, 将拉杆拧紧到锚杆尾端, 再套上测力机构, 并把转筒凸缘卡住方垫圈, 在拉杆尾端拧上螺母但暂时不要拧紧。连接液压管路与电路测力指示仪, 红灯亮。然后, 按测力机构外壳所指示的方向用手慢慢转动测力机构, 在测力指示仪红灯灭、绿灯亮时, 便停止转动, 少许拧紧拉杆尾端螺母, 安装完毕。测力时用手动泵慢加载, 同时监视测力指示仪显示屏。在红灯亮时马上读取指示仪示值, 即测量值。
2.2.2 CH20型锚杆测力计
树脂锚杆测力计安设方法:锚杆孔深超差为±30mm, 根据施工要求安装树脂锚杆, 等树脂药卷凝固后, 铺上金属网、W形钢带, 再顺序装上传力板、测力计、橡胶垫及螺母, 传力板及测力计与锚杆杆体保持同心, 再拧紧螺母达到要求的扭矩140N·m。
缝管锚杆测力计安设方法:锚杆孔深超差±10mm, 按顺序装上传力板、测力计, 再根据施工要求安装缝管锚杆。
总之, 在煤矿生产过程中, 巷道矿压的围岩移动观测和巷道支架载荷观测非常重要, 不可忽视, 必须采取科学准确的观测方法, 实现保证安全生产之目的。
摘要：在采煤工作面向前推进中, 工作面四周的巷道必然受到不同程度的采动影响。为寻求各类巷道的矿压显现规律, 提供支护结构设计和支护形式选择的依据, 必须观测巷道围岩移动、支架载荷、顶板离层和围岩应力等情况。本研究主要阐述了巷道围岩移动观测中测站布置及测点安设、测点的布置方式、观测仪器与使用方法等问题。
篇4：巷道矿压观测分析方法探讨
【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。
篇5：采煤工作面矿压观测总结
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。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。
篇6：矿压观测工考试题
一、工作面概况：
15211工作面位于本矿二采区西翼，工作面开采15号煤层，采煤方法为走向长壁式综合机械化一次采全高的采煤方法，全部跨落式管理顶板，老顶初次来压25m，周期来压安全距高40m。工作面采用走向长壁布置，后退式开采，工作长度150m，可采走向长度570m，采高3.3m，循环进度0.6m，进回风顺槽均采用矿用11#工字钢棚支护，工作面两端采用单体液压支护配合π型钢梁支护。
二、工作面水文地质资料情况：
1、顶底板相关地质资料：
①15号煤层顶板以K2灰岩为主，局部K2灰岩之下有泥岩或砂质泥岩，常见薄层炭质泥岩伪顶，底板为泥岩。
②泥岩类的煤层顶、底板为软弱岩石，力学强度低，为顶板时易产生不良工程地质问题。K2灰岩岩石坚硬，力学强度高，稳定性好。
③15号煤层底板：底板泥岩，含水率为1.40%，吸水率2.66%；单轴(天然)抗压强度18.72-19.76MPa，平均19.24MPa，饱和极限抗压强度为11.18-12.22MPa，平均为11.70MPa，为软弱岩石；软化系数为0.61，属软化岩石。
④15号煤直接顶底以灰岩（K2）为主，类别属3类（稳定）或4类（非常稳定）；局部为泥岩或粉砂质泥岩，为泥岩时，属1b亚类（不稳定）；为粉砂质泥岩时，属1b亚类
（不稳定）至2类（中等稳定）。15号煤层底板绝大多数为泥岩或粉砂质泥岩。为泥（页）岩时，属松软（Ⅱ）类或较软（Ⅲ）类，为粉砂质泥（页）岩时，一般属中硬（Ⅳ）类。
2、大气降水作为工作面补给的主要形式，其补给条件受地形、岩性、植被、构造15号煤采空区的分布等因素的影响，也与有效降雨量及延续时间有关。一般来说，暴雨对地下水补给不利，长时间的中、小雨极有利于地下水的补给。植被发育地段，具有好的蓄水性，可增大降水入渗量。降水的延续时间则是地下水能否获得补给的重要因素。由于降雨主要集中在7～9月份，因而地下水也具有“集中补给，常年消耗“的特征。在非煤层采空区地表，第四系或基岩地下水也可接受上方由泉水转化成的地表水的补给。
三、工作面基本支护：
1、选用ZY6000/20/35型支撑掩护式液压支架。ZY6000/20/35支架技术特征： 支护高度:(m)2--3.5 支架中心距（m）1.5 支架工作阻力（KN）6000 支护强度（MP）≧0.71 支架重量（T）16.5 移架步距（m）0.6 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。
4、顶板管理：
①两端头安全出口管理：
两端头采用“对梁迈步”的形式随支架的前移交替前移。（工作面运输机头正上方由液压支架支护）
支护要求及π型梁规格：π型梁长3米，“一梁三柱”，柱距1米，对梁与对梁中心距1米，π梁与π梁间隙0.1-0.15米，迈步步距为0.6米，两端头π梁支设要靠近工作面运输机机头侧与液压支架间距0.5米。
②风运两巷顶板管理
运输顺槽和回风顺槽超前支护为：从工作面煤壁往外不少于20米的范围。从工作面煤壁往外10米为替棚支护，采用直径14cm、长3米的松木，一梁三柱替下原工字钢梁和柱腿。从替棚往外10米为加强支护范围，在原工字钢梁下支设两排单体支柱。超前20米人行道宽度不得小于0.8米，若顶板破碎开裂或压力大时，可适当加设木板和液压柱。随工作面割机移溜，出口滞后部分。为利于支柱回撤，可采用金属交接顶梁与单体柱配套加强支护。所有液压柱必须柱底加鞋板，有防倒柱措施（用防倒链与顶梁栓牢），并保证出口畅通。
③机头、机尾三角区的管理：
为便于机头、机尾三角区的管理，防止两端头在拉架时架间漏煤，沿机头、机尾各5m范围和正规架平行于工作面铺设双层经纬网（规格1×6m）。金属网短边伸出巷道1.0m，与巷道顶网联两行，采用16#铅丝，每行孔孔相联，长边搭接100mm，联一行，孔孔相联。
正常推进过程中，机头机尾一般不设木垛，放顶柱采用单排，柱间距50—80 cm，但压力过大时，要支设木垛（可用2.2×0.15×0.12m方木进行支护）。
四、矿压观测计划：
经矿有关领导及科室会议研究决定，在3月下旬拟定矿压观测方案及矿压观测设备的申报，并于4月1日正式成立矿压观测小组，4月5日前完成矿压观测设备的安装，在此之前组织矿压观测小组成员进行学习和技术培训。
（一）15211综采工作面矿压观测领导组人员配备
1、生产副矿长王样虎担任领导小组组长
2、生产科设矿压观测小组
3、综采队至少配备专职或兼职矿压监测人员1-2名。
（二）职责范围
1、生产科
（1）负责日常矿压观测管理工作的安排。
（2）负责矿压观测仪器、仪表安设和数据测取的技术指导，监督检查及观测资料的收集、整理、存档、分析处理结果。
（3）对所属队组矿压观测情况进行分析处理。
2、队组
（1）按照生产科的安排及时正确安设矿压观测仪器、仪表。
（2）按照有关规定按时、准确的测取有关数据，并报生产科。
（3）队长负责具体安排。专人负责观测，每日观测一次，并做好记录上报进行分析。
（三）15211综采工作面矿压观测的目的和任务
1、掌握回采工作面上覆岩层运动横向和纵向的发展规律及移动概况与支架的相互关系，更好地进行老顶来压的预报，提出合理的顶板管理措施，如支护方式，支护强度，特种支护，回采工艺等等，为工作面的高产、高效安全生产创造良好的技术条件。
2、对在15211工作面回采工程中采用的新技术新工艺（包括新采煤方法、回采工艺等）进行资料积累，从矿山压力角度对应用效果提出评定性意见。为采煤工艺的创新和改进创造作必要的技术准备。
3、对该工作面支护质量进行监测，任务包括：监测日常生产过程中支架的支护质量、围岩移动概况，不安全隐患因素等，以达到安全生产可靠的目的，在保证顶板安全的前提下充分发挥综采液压支架的优势。
4、掌握巷道支架与围岩的相互关系，其任务包括提出
合理的围岩松动范围，确定合理的巷道支护型式、支护参数。
5、研究掌握采动影响和支撑压力的分布规律，其任务包括确定回采巷道的支护参数，确定煤壁前方巷道合理的维护范围，确定工作面的端头支护的技术措施等，以保证安全生产，提高资源的回收率，提高技术经济效果等。
（四）15211工作面矿压观测内容
1、顶板动态：
（1）进行顶板岩层强度的简易测定
直接顶岩性的检测一般每周一次，特殊地质条件等每天一次，以掌握走向顶板的变化，每次在倾斜方向上中下三段进行，以掌握工作面倾向方向的顶板变化。
（2）在两道均匀布置测点测量两道的顶板移近量。
2、支护质量
（1）使用支架压力表测量工作面支柱的初撑力。（2）利用单体液压支柱压力表测量两道超前支护单体液压支柱的工作阻力。
（五）矿压观测方法
1、未建立矿压制度之前，本工作面初次来压和回撤时的顶板压力观察是靠观察单体液压支柱是否漏液，是否有钻底现象来进行观察的。
2、现在顶板直接观测的方法是通过顶板岩性、顶底板移近量，周期来压步距以及支架压力表的数值变化做出预计。
（六）15211工作面矿压观测效果预计
观测出老顶初次来压和周期来压强度，两道超前20m顶底板移近量。由于设备有限对于老顶的来压强度无法观测。
（七）矿压观测制度及考核办法
1、综采队每天安排专人对工作面支架及超前维护单体柱工作阻力、顶板破碎及端面漏冒情况、片帮位置及深度、泵站压力情况等进行观测，详细记录在案，并汇报队组。
2、在采煤过程中，每班移架作业完成后，支架必须升紧、升实，保证支架的初撑力，发现初撑力不达要求，每架对当班工长及验收员各考核100元，并考核施工单位负责人100元。
3、在采煤过程中，施工单位要确保两巷支护的初撑力达到规定要求，发现初撑力不达要求，每根考核当班工长及验收员各100元，并考核施工单位负责人100元。
4、泵站压力必须达到规定要求，发现泵站压力不达要求，每次考核队组100元。
5、回采期间，综采支架按作业规程要求安设矿压观测设备，并进行日常监测管理，不按规定设置的，发现一次处罚队组500元。
6、在回采工作面，安装队组要对风运两巷的顶板离层仪牌及时回收，安设顶板离层在线监测的要对信号线进行回收，如有丢失或未回收的，对当班工长，验收员，跟班队干各罚款100元/次。
7、每个工作面从开始回采到收尾，必须进行两巷回采期间 的矿压监测，按规程规定对工作面采动影响范围进行观测确定，并有专门的记录，不按规定打设测站进行观测，考核500元。
8、安装队在回撤支架时矿压组人员要对现场的矿压监测仪器及管路进行清点并进行移交，队组在回撤时要保管好矿压仪器，对人为损坏的给予责任人罚款100元，对回收的矿压仪器及管路安不少于95％及时移交矿压组，如达不到回收率的给予队长罚款500元。
9、在安装回撤支架时要对要对离成仪牌板及时回收，发现一处未回收的给予当班队长罚款100元。
10、观测人员必须严格遵守矿压观测纪律，认真记录数据，并有整理资料的记录。