第一篇：矿压观测总结报告
2011年3月份11A601工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
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。
生产技术科2011年4月15日
第二篇：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。
第三篇：采煤工作面矿压观测总结
2015年1月份矿压观测总结
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。
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。
第四篇：采煤工作面矿压观测总结
2015年1月份矿压观测总结
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。
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。
第五篇：唐洞煤矿矿压观测管理制度
唐洞煤矿矿压监测管理规定
为加强我矿矿压监测工作，准确掌握采场矿压显现规律，适时有效监测矿山压力，提高巷道支护质量，保证安全生产，根据集团公司有关文件精神，结合我矿实际现状，特制定如下矿压监测制度。
一、矿压监测领导小组
（一）总工程师任领导小组组长。
（二）生产科、技术科、安监科、运营科相关人员为矿压监测小组成员，陈贵芳任办公室主任，负责日常矿压监测全面工作。
（三）生产科工程技术人员负责本专业矿压监测资料的收集、整理和分析。
二、具体要求
（一）锚杆支护巷道矿压监测 1.岩巷矿压监测规定如下
（1）施工单位及技术人员定期对锚杆及锚索进行拉拔力及锚杆扭矩力试验，并做好原始台帐的资料记录。
（2）职能部门管理人员应定期对锚杆（索）原始台帐记录、锚杆拉力计、锚索张拉机具、锚杆扭矩扳手等检测工具进行监督检查。
（3）定期（每100m3做两组，每组三块）做混凝土强度检验：将混凝土喷在15cm×15cm×15cm的立方体模块内，要求喷射时与实际结构部位相同，并在相同条件下养护28天后，送交相关质检部门进行强度试验，强度标号不得小于C20。
（4）顶板岩性探查孔，施工单位必须按时、按指定地点（岩巷原则上
每20米施工一探查孔）负责打探查孔眼，然后由施工单位技术人员协助矿压小组用顶板窥视仪对顶板岩性进行窥视，同时施工单位技术员在现场必须及时记录打眼过程中顶板的岩性情况并按规定及时上报顶板岩性观测孔资料，要求对顶板岩性探查孔进行编号管理。
（5）矿压小组对顶板岩性进行窥视后，要及时将探查的资料进行认真分析并存档备案，对顶板岩性探查孔资料进行分类编号管理。
（6）按规定每次需要打顶板探查孔时，矿压小组应提前一天通知施工单位及技术人员，施工单位接到通知后应提前备齐打眼工具做好相关准备工作，不得以任何理由推诿、扯皮。否则，矿压观察小组将对施工单位进行处罚。
（7）施工单位每次应及时将当天收集的顶板探查岩性资料上交于生产科矿压小组，以便于矿压小组对资料的整理，同时结合钻孔内影像资料，质量抽查情况等进行汇总，报送矿领导。
2、煤巷矿压监测规定如下
煤巷锚杆支护巷道每掘进50～100m，施工单位必须至少打1个顶板岩性探查孔，由矿压小组利用钻孔窥视仪进行顶板岩性的观测和分析，施工单位技术人员必须在现场予以配合。探查孔的观测工作完成后，必须编制顶板岩性探查孔柱状图，建立顶板岩性探查台帐。当顶板岩性出现异常变化时，必须采取针对性措施。
（1）为了加强锚杆支护的顶板管理，进一步优化锚杆支护参数，随时了解顶板的离层情况，根据《煤矿安全规程》第44条第7款的规定，在煤巷锚杆支护必须进行顶板离层监测。
（2）所有采用锚杆支护的煤巷内必须安装顶板离层仪，对顶板离层情
况进行监测，并用记录牌板显示，以便及时掌握顶板离层变化，监测巷道支护质量，确保掘进及回采期间的安全。
（3）所有顶板离层仪应按安装时间的先后进行编号，并挂牌管理，牌版上应清晰表明顶板离层仪的编号、安装日期、初始读数、深、浅基点位置、观测责任人等内容。
（4）所有顶板离层仪必须安设在巷宽的中部或交岔点的中心位置，顶板离层仪的间隔距离一般为50米。安装时，工作面迎头距前一个顶板离层仪的距离不得超过50m；三岔口、十字口处必须及时增设顶板离层仪，安装时，距掘进工作面迎头的距离不得超过20m。
（5）现场应选用安装简便、测读方便、具备直观视觉显示功能的双基点顶板离层仪，顶板离层仪应有生产许可证、产品合格证、产品说明书。深浅基点位置分别不低于锚索、锚杆的端头200mm，并在顶板离层仪牌板上明确标注具体位置。
（6）施工方法：用锚杆机在顶板上打孔至预定深度。用端部带槽的安装杆将上部锚固器推至钻孔上部（深基点位置），轻拉一下细钢绳确认锚固器已锚住，再将下部锚固器推至钻孔中预定监测位置（浅基点位置），检查确认孔口套管组件连接牢固，然后将其插入钻孔中，确保两个刻度指示环移动不受任何卡阻并确认孔口套管组件已固定在钻孔中，截去多余的细钢丝，将初始读数调“0”，并固定顶板离层仪，确保监测值准确性。然后安装记录牌，顶板离层仪牌板内容填写必须工整、清晰、真实，悬挂位置合理并便于观察，巷道施工责任单位必须保证所属区域内的离层仪和牌板清洁、完好。
（7）正常条件下，掘进工作面50m以内每天1次，50m之外每周二和
周五共2次；回采工作面机、风巷出口50m内每天1次，50m之外每周二和周五共2次，由施工单位技术负责人或技术员负责观测并记录。其它巷道每周1次，由指定单位负责。顶板离层观测频度必须在作业规程中明确规定，监测资料要定期分析并有处理记录。
（8）巷道进行移交时，连同记录牌板一并移交给采煤队（接收单位），采煤技术员立即对接受的顶板离层仪读数、完好情况进行核查，确认无误后办理交接手续，并对离层仪牌板内容及时更新，继续做好离层仪监测管理工作，并如实填好记录。
（9）观测记录实行现场记录牌、记录本、记录台帐三对口制度。掘进期间两次测读数据出现明显变化时，必须加强安全监测。
（10）所有监测数据必须真实有效，严禁造假。总下沉量超过40mm时必须及时汇报矿压小组并加强观测，该离层仪的观测应改为每班一次，同时做好详细记录。
（11）施工单位技术员对当天汇总的监测数据进行分析处理，发现异常及时上报技术部矿压小组，并和矿压小组人员一起对监测数据进行认真分析，然后汇报总工程师，由总工程师主持分析，并根据分析结果提出针对性措施，整改落实。
3、巷道顶底板及两帮移近量监测
（1）巷道围岩移近量采用测枪、测杆或其他测量工具量测。巷道每150m布置一个巷道变形量观测站（采用十字布点法），（原则是不和顶板离层仪布置在同一处），测点布置时，首先确定3点（即顶板和两帮各一个）。选择后，打眼楔入木楔并钉上测钉，且挂牌管理。两帮的测点距底板1.5m水平布置（当风筒、皮带及其他设施妨碍两帮测点布置时，可适当调整测点
高度，但必须确保两帮测点水平）。
（2）测读方法：测读时，先自顶板挂垂线至底板，再用一松劲绳连接两帮测点，取两线交点为中心点。然后分四段测量，并建立台帐通过比较各次记录数据来得到巷道变形特征。采用钢卷尺作为测量工具。
（3）巷道变形观测站距掘进工作面150m以内每天一次，150m之外每周二和周五共2次；回采工作面机风巷150m内每天一次。施工单位技术负责人或技术员负责测站的布置、观测和记录，并定期将收集的监测数据提供给生产科矿压小组，矿压小组对收集的监测数据及时进行分析和处理。
（4）当发现巷道围岩移近速度急剧增加或一直保持较大值时，由生产副总经理（采矿副总工程师）组织相关单位分析原因，并及时采取处理措施。
（5）巷道进行移交时，连同记录牌板一并移交给采煤区（接收单位），采煤区（接收单位）技术员立即对接受的移近变形站完好情况进行核查，确认无误后办理交接手续，继续做好巷道移近变形监测管理工作，并如实填好记录。
4、锚杆测力计监测
锚杆受力状况采用测力锚杆或锚杆液压枕监测。巷道每隔300~500m布置一组监测点对锚杆受力状况进行监测，特殊地段可适当加密，每组监测点至少监测4个部位（顶板2个、两帮各1个）。
（1）安装位置选择：在所施工的煤巷中选择巷道变形较快，巷道压力较大的地点进行安装锚杆测力计。
（2）安装步骤：依次为打锚杆孔、安装锚杆、将液压枕及锚杆托盘套入锚杆、用螺母上紧露出的锚杆、调节螺母紧固程度确保扭矩不少于
200N.m、记录初始值。
（3）监测要求：每周要求读数不少于2次，并将初始值及每次读数填入台帐，发现数值变化异常及时汇报技术部矿压小组。
（4）使用注意事项：
①使用前检查压力表指示是否归零，如不归零应停止使用，并交与矿压小组。
②锚杆测力计工作面应与岩（煤）面充分接触。③紧固螺母使锚杆测力计达到一定预应力。
5、数据处理及分析
负责施工单位的技术员对每次观测的数据进行汇总、并做出动态观测曲线，发现异常及时上报区工程师及矿压小组，并和工程师一起对监测数据进行分析，发现异常现象以及原因、危害应及时汇报掘进副矿长（副总工程师），由生产副总经理（副总工程师）主持分析，并根据分析结果提出整改措施并落实，由生产科下发整改措施联系单。
6、责任及处罚
（1）技术部门负责提供顶板离层仪的型号和购买计划，矿供应统一购买，施工单位领用，负责施工单位技术员负责安装。技术部门或区工程师进行技术指导和测读数据的分析，对顶板离层仪的安装和读数进行监督检查。
（2）施工单位负责顶板离层仪及巷道移近观测站的安装、维护、数据观测，并将观测数据记录在记录牌、记录台帐上，同时每周一下午3：30之前将记录台帐报技术部进行检查。未及时上报记录台帐或记录台帐填写存在填写错误的、未按时填写的、填写不认真的，每次罚区工程师及技术
员100元。
（3）顶板离层仪及巷道移近变形站必须按规定及时安装（设置），凡未按规定及时安装（设置）的，每次罚区工程师及技术员100元。
（4）顶板离层仪安装由施工队负责打眼，技术员安装，严格按照安装要求安装，凡离层仪深、浅基点安装位置不合格，每次罚主管技术员和安装人各100元，若安装眼未按设计打够深，每次罚队长和施工人各200元。
（5）顶板离层安装后必须固定和调零并挂牌，确保离层仪有效监测顶板离层情况，每发现一处顶板离层仪未调“0”或未固定，罚区工程师50元，罚安装人100元。离层仪显示牌未面向行人道或脏、模糊不清的，每处罚队长和区工程师各50元。
（6）必须保护好顶板离层仪及其他矿压监测设施、设备，严禁人为破坏。离层仪被破坏，每处罚当事人100元、管理单位500元；破坏离层仪牌板或丢失，每处罚责任人100元，罚单位200元。顶板离层仪使用一段时间后，若发现自然损坏时，及时汇报生产科，经现场审查确认后，及时采取补救措施。
（7）如矿压小组已提前通知施工单位第二天要打探查孔，而施工单位接到通知后未及时安排打眼准备工作，而造成顶板探查孔未按时打设及探查的，每次罚队长和技术员各200元。
（8）所有记录台账必须做到数据真实有效，严禁弄虚作假。凡发现记录台帐与实际不符，每处罚区工程师100元，罚记录人200元。
（二）采煤工作面及两巷矿压监测奖罚制度：
（1）生产科矿压组下井抽查或各级别的检查，发现工作面两巷无测压表、测压不及时、压力检测牌板上与现场数据不符，罚区长、工程师各100
元/次。
（2）当班记录不填写、填写不认真，罚区长、当班队长、测压员、跟班干部、小班安监员每人50元/次，造成后果的将追究有关人员的责任。
（3）地面原始台帐弄虚作假、无数据分析资料，每次罚区工程师100元。
（4）工作面压力表必须保证100％合格率，发现损坏必须及时更换，否则罚区长、当班队长各100元/次。
（5）工作面两巷超前支架必须班班要记录压力情况，发现一次未填写或填写不真实，罚技术员和当班队长各100/次。
（6）采煤每月必须整理观测数据，认真分析工作面的矿压显现规律，一次不分析，罚区工程师100元/次。
（7）工作面及两巷矿压监测奖罚制度未尽之处，参照掘进工作面矿压监测相关规定。
三、其他
1、矿压小组每季度召开一次矿压工作会议，认真总结经验，对监控工作抓得实、效果好的单位和个人进行表彰和奖励；对矿压监测工作差的单位和个人进行批评和处罚。
2、对确实不能胜任此项工作的人员，单位负责人要及时进行调整，确保工作的正常顺利开展。
3、对此项工作开展不力的单位，每次给予责任单位500元的处罚。
4、施工单位矿压监测人员如有变动,必须及时报告矿压监测小组,否则对施工单位处于100元罚款。
5、本办法解释权归生产科矿压小组。
6、本规定自下发之日起执行。附件一：矿压监测人员岗位责任制 附件二：三岔口、十字口管理规定 附件三：掘进巷道顶板管理巡检制度
附件一 二〇一四年三月十日9
矿压监测人员岗位责任制
一、负责对采掘工作面顶底板岩性的探查、收集、整理和分析工作，总结采场周围矿山压力显现规律。
二、对所负责的煤、岩巷及回采工作面的矿压观测资料必须要做到准确可靠，不遗漏任何矿压异常现象。
三、掌握回采工作面上覆岩层运动规律、回采空间围岩与工作面支架的相互作用关系并进行顶板来压预报。
四、对采掘工作面的矿压观测过程中，发现岩性发生变化，应及时向有关领导汇报，并向技术下业务联系单。
五、负责研究和掌握采动影响与支撑压力分布之间的规律。
六、负责监督、指导采掘区队的矿压监测工作及监测仪器仪表的正确使用等工作。
七、划定回采煤层老顶的级别和直接顶的类别，为工作面支架选型和确定合理参数提供依据。
八、对正在使用的支护和采煤设备的适应性进行观测分析。
九、建立与自己担负有关的矿压资料台帐、牌版管理工作，做到台帐与牌版相吻合。
十、掌握巷道围岩动态、围岩结构和巷道支护结构的效果，以谋求设计、施工的经济性，反馈于设计、施工，提供井巷施工的原始资料。
附件二
矿井“三岔口、十字口”管理规定
为加强我矿巷道三岔口、十字口管理，统一岩、煤巷道三岔口、十字口施工规范，确保巷道施工安全，特制定钱营孜煤矿三岔口、十字口有关管理规定。一、三岔口、十字口管理
1、三岔口、十字口施工之前，施工单位必须根据矿下达的设计图纸和业务联系单，绘制施工放大图，比例1：50或1：20，并编制专门施工技术安全措施。
2、拨门前，矿分管掘进工程师、生产科以及施工单位主要负责人要现场调研开门位置实际情况，生产科下达开门联系单。
3、开门、维修期间，区队跟班人员为安全负责人，必须现场指挥，安监科指派专人现场监督。
5、区队建立三岔口、十字口开门及维修施工台帐，竣工后及时移交生产科存档备案。
6、三岔口、十字口顶板必须要接实，严禁空顶作业和空顶现象。
7、三岔口、十字口施工采用放炮掘进时，施工5m范围必须采用放小炮以震动为主。
8、三岔口、十字口必须挂牌管理，现场牌版内容及地面台账由施工单位技术人员负责填写，矿压小组负责定期进行监督检查。
9、三岔口、十字口巡查时间，煤巷的三岔口、十字口每月巡查不少于两次，岩巷的三岔口、十字口巡查为每月不少于一次。
二、岩石锚网喷巷道三岔口、十字口管理遵守以下规定：
1、岩石巷道交岔点一般采用锚网喷支护，当巷道最大跨度超过3米或围岩条件较差时，采用锚索加固。
2、开门施工三岔口、十字口时，必须由生产科现场协助施工单位施工顶板岩性探察孔，生产科依据探测结果调整锚索加固支护的施工参数，并下发业务联系单。
3、三岔口、十字口锚索施工过程中，安监员必须现场监督、检查、认证，当锚索松动时，必须及时进行二次紧固，失效锚索要及时进行补打，永久成巷后要及时对锚索进行编号管理并按要求建立好锚索台帐。
三、煤巷锚杆支护三岔口、十字口管理遵守以下规定：
1、三岔口、十字口处安装顶板离层仪进行顶板离层动态监测，监测点布置及监测方法要在作业规程或措施中明确规定。
监测中发现支护问题及时采取措施进行处理。
2、煤巷三岔口、十字口采用锚杆支护时，缩小锚杆间排距（按700mm×700mm施工），以增加锚杆支护密度。
3、三岔口、十字口交岔点处采用加密锚索或者锚注加固补强，具体施工支护参数以生产科下发业务联系单为准。
4、拨门施工三岔口、十字口时，必须由生产科地质专业现场协助施工单位施工顶板岩性探察孔，生产科依据探测结果调整锚索加固支护的施工参数，下发支护参数业务联系单。
四、工字钢或U型棚架棚巷道三岔口、十字口遵守以下规定：
1、尽量避免在架棚支护巷道内设计、施工三岔口、十字口。
2、架棚支护巷道内施工绞车窝、躲避硐等硐室时，在满足安全使用要求的条件下应避免抬棚施工，采用撑宽棚；在施工水仓、钻场等较大硐室
确需抬棚施工时必须编制单项工程设计并经矿总工程师批准。
3、巷道开门与原巷道夹角应不小于45°，以利于抬棚扶设和巷道施工。
4、所有三岔口、十字口必须统一使用双抬棚，所有抬棚均必须使用副抬棚。
5、抬棚、插梁材料，必须使用矿用工字钢，型号不低于11#。
6、主、副抬棚必须生根在开门处两侧正规棚子上，每头生根棚不少于两棚，联接时每棚不少于两付卡子，制作卡子的钢板厚度不小于12mm，圆钢直径不小于18mm，螺栓加固并加备帽。
7、抬棚扶设前，应加强抬棚区域及其抬棚前后3m的顶板及支架管理，在所有插梁及支架棚梁下使用单体支柱打好双排点柱或者挑棚，点柱距牙口各为500mm。
8、拨门前，必须在待拨门对帮棚腿中间用大链或卡子绑（卡）上一根工字钢或者用锚杆对每根棚腿进行锚杆二次加固，工字钢两端必须生根在主梁以外不少于两棚的正规有劲棚腿上，以防推棚。
9、煤巷尽量避免十字口施工，确实需要施工十字口，不能两侧同时开门，必须在一侧抬棚拨好且进尺2～4m后方可拨对帮门，另一侧停止施工，同时对每根棚梁进行锚索配合卡子固定。
10、三岔口、十字口采用工字钢架设时，主抬棚腿架设必须正规有劲，主抬棚端头超过两端插梁分别不少于200mm。五、三岔口、十字口维修
1、维修时，必须保证有在发生冒顶堵塞井巷时人员能够撤退的出口。独头巷道维修三岔口、十字口时，必须由外向里逐架进行，并且严禁人员进入维修地点以里。
2、三岔口、十字口维修在撤掉原支架前，应先加固工作地点（三四岔门及其前后3m）的支架，加固方法同三岔口、十字口施工。
3、架设和拆除支架时，在一架未完工之前，不得中止工作。撤换支架工作应连续进行；不连续施工时，每次工作结束前，必须接顶封帮，确保工作地点安全。
4、岔门改扩棚施工单位必须绘制放样图，比例1：20或1：50。
5、三岔口、十字口维修必须有专门技术安全措施，并执行新架设三岔口、十字口相关技术安全管理规定。
附件三： 掘进巷道顶板管理巡检制度
为了加大对井下主要通风、运输及岔门等巷道管理，及时掌握井下巷道失修情况，确保井下巷道使用安全，制定本规定：
一、井下巷道日常巡查
1、巷道、岔门巡查的单位分工范围：
1）采掘施工单位的环境卫生区范围内的巷道、岔口及系统路线巡查由本单位每小班执行。
2）主要轨道运输巷道、系统运输巷道、岔门及系统路线巡查由通防科巷掘队执行。
3）失修巷道、岔门、后路的巡查由巷掘队执行。
2、各单位要建立井下巷道日常巡查制度，完善井下巷道日常巡查台帐。
3、日常巡查由专人负责巡查，并要有巡查记录。
4、井下总回风巷道日常巡查必须由两人或两人以上共同进行。其它巷道日常巡查则1人即可进行。
二、井下巷道月度巡查
1、每月由运营科组织生产、安监、通防、掘进队，对井下所有掘进移交巷道、岔口进行不少于一次检查,掌握巷道的变形和失修情况,以保证巷道的通风、行人、安全等需求。
2、巡查巷道后，必须对失修情况进行登记、汇总，交由技术部报告给矿领导，以指定维修方案。
3、坚持谁检查，谁签字、谁负责的原则。检查人员如对检查不负责任，弄虚作假，一经发现，将给予100元的罚款。
4、凡因巷道失修问题而出现的各类安全事故，除追究相关单位责任外，并追究参与检查人员的责任。
5、参加专项巡查人员，必须于检查当日在规定的时间内到井口集合，分组对井下修护所负责巷道进行全面巡查，并做好记录。
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