4324孤岛工作面矿压观测报告 - 图文

一、工作面概况

1、地质条件

4324工作面位于四采区下部，其上方为4322综放工作面（已回采），下方为4326综放工作面（2002年9月12日已停采）；西南为切眼与鲍店矿相邻，东北为停采线， 停采线为下顺槽距四采下部运煤巷50ｍ。工作面标高：-432.0～-352.0m；埋藏深度：397.2～479.8m；工作面面积：452118.2 m2。

本工作面所采煤层为下二叠统山西组底部之煤3，煤层产状平缓，裂隙发育，结构复杂，距离煤层顶板2.7m夹一层0.03m的炭质泥岩夹矸；煤层厚度为7.85～9.35m，加权平均厚度为8.45m，为特厚煤层，煤层稳定。沿工作面倾斜方向煤层倾角为1°17＇～10°15＇；沿工作面推进方向煤层倾角为0～14°，平均为7°，为缓倾斜煤层。煤层硬度系数f=2.3。

本面地质构造简单，煤层总体为一向SE倾斜的单斜构造，并发育次一级的波状起伏。距停采线400m及680m左右发育有次一级小型向斜和背斜构造，幅度较小。上顺槽距停采线180m处发育4318F1断层：270°∠70° H=6.0m，该断层走向NNW～SSE，斜跨工作面延伸发育，在下顺槽距停采线490m处，落差减小为4.2m，在面中延伸长度445ｍ左右，影响工作面推进长度310m，对工作面回采影响较大。

煤层f=2.3；夹矸f=2.5；直接顶f=5.7；直接底f=3.1。 顶底板 名 称 煤层顶底板情况表 表1 厚 度 岩石名称 岩 性 特 征 (m) 中砂岩 顶 板 粉细砂岩 粉砂岩 底板 泥 岩 粉砂岩 中砂岩 11.7 6.2 2.4 0.90 6.50 14.5 灰～灰白色，裂隙发育。 灰～深灰色，具波状斜层理。 深灰色，具缓波状层理，裂隙发育。 浅灰～灰褐色，遇水变软，成糊状。 深灰色，具水平层理。 灰～灰白色，致密坚硬，斜层理。 2、巷道布置

4324工作面巷道布置方式为走向长壁“煤岩巷斜交”布置方式。上、下顺槽：均布置在煤层底部，沿煤3底板掘进。

上顺槽采用折线方式沿空掘巷。巷道断面规格为：采用矩形断面，净宽×高=4.0×3.0m，锚网、锚索联合支护。下顺槽巷道断面规格为：采用梯形断面， 上净宽（顶）4.0m，下净宽（底）5.0m，巷道净高控制在3.2～3.5m，锚网、锚索联合支护。上、下顺槽支护参数为：巷

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道顶部采用六条φ22×2450㎜T型螺帽型单向左旋无纵筋螺纹钢树脂锚杆、金属网配合GT-M型钢带（4m长）、8.0m长锚索进行联合支护；两帮采用φ20×1800㎜单向左旋无纵筋螺纹钢树脂锚杆、金属网进行联合支护。

3、采煤工艺及支架型号

煤层厚度为7.85～9.35m，加权平均厚度为8.45m。采煤方法：走向长壁综采放顶煤一次采全高全部陷落法。采放比：设计采高3.0m，则放煤高度5.45m，故该面采放比＝3.0/5.45=1：1.817放煤步距：采取一刀一放，放煤步距确定为0.8m。工作面长度：净斜长为277.557～280.530m，平均278.571m。工作面推进长度为1589m。

液压支架：选用 ZFS6200/18/35型正四连杆低位放顶煤液压支架。排头支架选用型号为ZTF7000/19/32窄形反四连杆放顶煤液压支架。工作面共布置支架187组。

其主要技术参数为： 工作阻力：6000～6250KN 初撑力：5063～5274KN 支护强度：0.80～0.86MPa 底座对底板比压：≤2MPa（前端） 排头支架： 主要技术参数为：

工作阻力： 7000KN（P=38.7MPa） 支护强度： 0.72MPa

底板比压： 1.85MPa（平均）

二、矿压观测的目的、内容和方法

１、矿压观测目的

为摸清4324孤岛工作面矿压显现规律，确定顶板的来压步距及强度，考察液压支架的性能，评价支架对顶底板的适应性及控制效果，对工作面的顶板管理，顺槽的超前支护提供技术参考数据。

２、矿压观测内容和方法 （1）支架载荷的观测

在工作面上、中、下部共安装10台综采压力记录仪和3台机械圆图仪，用综采压力记录仪采集器每隔3~5天采集数据一次，机械圆图每天换表纸一次，连续观测支架的初撑力和工作阻力。

（2）宏观统计观测

工作面每班统计1~2次顶板破碎、煤壁片帮及安全阀开启情况。 （3）工作面顺槽围岩变形观测

上顺槽共设5组围岩变形测站。分别距工作面110米、120米、135米、145米、160

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米，下顺槽共设7组围岩变形测站，分别距工作面60米、70米、100米、110米、130米、140米、150米。用测枪测量顶底板移近量、顶板下沉量、底鼓量、两帮移近量、实体煤侧移近量、沿空侧移近量，每天观测一次。

三、工作面顶煤及顶板的运动规律

1、 顶煤的初次垮落

4324“孤岛”工作面初采期间，推进速度较慢，当工作面上巷推进7.6米，下巷推进6.8米，平均推进7.2米时，工作面沿倾斜方向2/3顶煤冒落，完成了顶煤的初次垮落，初垮步距7.2米。顶煤初垮时，在工作面上、下端头顶煤冒落效果较差，随工作面的继续推进，这种现象逐步改变。顶煤初垮期间端面顶板完整，煤壁片帮及支架载荷较小，与顶煤初垮前相比矿压显现无明显变化。

2、老顶初次来压

4324“孤岛”工作面发现高温（火源）点封闭时，工作面平均已推进32.1米，此时老顶悬垮40.6米（加切眼宽度8.5米），已接近初次来压步距；在工作面封闭后至启封前，由于采空区内顶板垮落充分，老顶岩梁已经离层变形；虽然工作面启封后不放顶煤快速推进，但已明显表现出来压迹象；当工作面上巷推进37.7米（按原点号），下巷推进35.3米，平均36.5时，在工作面中部首先来压，来压步距45米（加切眼8.5米）；当下巷推进38米时，工作面下部来压，来压步距46.5米（加切眼8.5米）；当上巷推进42.2米时，工作面上部来压，来压步距50.7米（加切眼8.5米）；工作面来压沿倾斜方向呈现不同步特性（按中部—下部—上部分段来压）；来压步距全面平均47.4米。

来压期间，受老顶岩梁断裂下沉影响，采空区内顶煤及直接顶时有大面积垮落声并不断有大量风流从采空区内涌出；工作面支架载荷、活柱下缩量、煤壁片帮增大，安全阀开启增多；支架工作阻力平均2613.5KN/架，最大5152.2KN/架，动载系数为1.4，活柱下缩量平均7.7mm/循环，最大25.8mm/循环，片帮值来压期间最大1100mm，平均288mm；安全阀开启率平均7.7%；由于工作面启封后不放顶煤快速推进，垮落的顶煤和直接顶基本上能够充满采空区，老顶失稳后，随即触矸,因此老顶来压时对工作面影响不大。

3、老顶周期来压

老顶初次垮落后，随工作面推进会周期性出现来压现象，共连续观测到六次周期来压，周期来压步距下部平均12.3米、中部平均11.9米、上部平均11.6米；全面平均11.9米。因为工作面来压具有不同步性，因此工作面上、中、下部将不间断的受周期压力影响。周期来压期间支架工作阻力平均3222.1KN/架，最大5983.2KN/架，动载系数为1.3。煤壁片帮值最大1000mm，平均240mm。第一次周压期间，活柱下缩量平均8.4mm/循环，最大26mm/循环，安全阀开启率14.3% 。

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4、老顶来压强度

工作面的来压强度是利用动载系数------顶板来压时的支架载荷与非顶板来压时的支架载荷的比值作为衡量标准的。该面动载系数按循环末工作阻力计算时平均上部为1.2，中部为1.3，下部为1.2；说明该面中部的来压强度相对高于工作面上部和下部。（见表2）。

老顶来压步距及强度表 表2 工作面位置 来压次序 初次来压 来压日期 持续时间（天） 来压步距(m) 18、早~19、早 2 2 2 2 2 2 50.7 15.4 12 12.3 9 11.1 10 11.6 45 13.8 16.2 11.2 11.2 9.6 9.5 11.9 46.5 13 16.2 13.5 10 10 11 12.3 47.4 11.9 动载系数 按Po 1.1 1.5 1.1 1.1 1.4 1.4 1.1 1.2 1.5 1.2 1.2 1.3 1.5 1.5 1.0 1.2 1.7 1.2 1.2 1.2 1.1 1.0 1.2 1.1 1.4 1.2 按Pt 1.1 1.4 1.1 1.1 1.2 1.4 1.1 1.2 1.5 1.3 1.2 1.3 1.6 1.6 1.0 1.3 1.7 1.3 1.2 1.4 1.1 1.0 1.2 1.2 1.4 1.2 按Pm 1.1 1.4 1.1 1.1 1.1 1.3 1.1 1.2 1.4 1.4 1.2 1.3 1.7 1.6 1.1 1.3 1.7 1.4 1.2 1.6 1.1 1.0 1.2 1.2 1.4 1.3 第一次来压 20、中~21、中 第二次来压 22、中~23、中 上部 第三次来压 24、中~25、中 第四次来压 26、中~27、中 第五次来压 28、中~29、中 第六次来压 30、中~31、中 周压平均 初次来压 17、中~19夜 2 2 3 2 2 2 2 2 第一次来压 20、夜~21、中 第二次来压 22、夜~23、中 中部 第三次来压 24、夜~25、中 第四次来压 26、夜~27、中 第五次来压 28、夜~29、中 第六次来压 30、夜~31、中 周压平均 初次来压 18、夜~19、夜 2 2 2 2 2 2 2 2 2 2 第一次来压 20、早~21中 第二次来压 22、早~23、中 下部 第三次来压 24、早~25中 第四次来压 26、早~27中 第五次来压 28、早~29中 第六次来压 30、早~31、中 周压平均 全面 初次来压平均 周期来压平均 2.3 2 四、支架支护阻力分布特征

1． 支架的初撑力

实测支架初撑力平均为2258.1KN/架，来压前2053.6KN/架，来压时2462.6KN/架，分别占支架额定值的44%，40%和48%，可见支架的初撑力富裕量较大。支架初撑力分布频

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率图见图一。

35频30率25（%）201510500~1000~2000~3000~4000~5000~6000KN图一、4324面支架初撑力分布直方图2．支架循环末工作阻力

实测支架循环末工作阻力平均2897.2KN/架，来压前2572.2KN/架，来压时3222.1KN/架，分别占支架额定工作阻力的47%，42%和53%，可见支架的支护效能发挥较好，能满足该工作面的开采需要。工作阻力分布频率图见图二。

3．支架时间加权阻力

实测支架时间加权阻力平均2577.6KN/架，来压前2312.8KN/架，来压时2842.3KN/架，分别占支架额定工作阻力的46%，41%和50%，可见支架阻力有一定的富裕量。加权阻力分布频率图见图三。

35频30率25（%）2015105035频30率25（%）201510500~1000~2000~3000~4000~5000~6000KN图二、4324面支架循环末阻力分布直方图0~1000~2000~3000~4000~5000~6000KN图三、4324面支架加权阻力分布直方图 5

4、支架的支护强度

该面的支护强度由表3分析，支架阻力在来压前平均311.8KN/m2，来压时平均390.6KN/m2，动载系数1.3，分别占设计的43.3%和54.2%，说明该支架能够满足该面的支护强度要求。

4324面顶板来压显现特征表 表3

支护强度 来压次序 KN/m 占设计（%） 来压前 227.7 初次来压 来压时 316.8 压时/压前 1.4 来压前 273.2 一次周压 来压时 379.7 压时/压前 1.4 来压前 311.4 二次周压 来压时 375.5 压时/压前 1.2 来压前 280.1 三次周压 来压时 362.9 压时/压前 1.3 来压前 293.7 四次周压 来压时 368.2 压时/压前 1.3 来压前 306.1 五次周压 来压时 402.2 压时/压前 1.3 来压前 406.2 六次周压 来压时 454.9 压时/压前 1.1 来压前 311.8 周压平均 来压时 390.6 压时/压前 1.3 31.6% 44% 37.9% 52.7% 43.3% 52.2% 38.9% 50.4% 40.8% 51.1% 42.5% 55.9% 56.4% 63.2% 43.3% 54.2% 2活柱缩量（mm/循环） 片帮深度（mm） 安全阀开启（%） 平均 4.4 7.7 1.4 5.6 8.4 1.4 最大 13.3 25.8 1.4 13.3 26 1.4 平均 219 288 260 300 125 263 130 216 98 182 153 240 最大 500 1100 450 600 500 800 800 1000 600 1000 587 850 0.2 7.7 4.3 14.3 6

5、支架循环增阻特征

从表4支架循环增阻特征性统计表中分析，支架前后柱主要以恒阻和微增阻为主，说明该面的顶板活动对支架的作用不大，处于二增以上状态所占比例中、上部高于下部，说明中、上部顶板相对下部顶板活动要强烈。

工作面位置 上部 中部 下部 柱别 前柱 后柱 前柱 后柱 前柱 后柱 4324面支架增阻特性统计表 表4 恒阻（%） 微增阻（%） 二增以上（%） 29 53 14 53 38 5 33 49 13 46 40 4 20 62 10 30 57 6 降阻（%） 4 4 5 10 0.7 7 6、支架前、后柱阻力比较

由表5知，支架支护阻力无论是在来压期间，还是在非来压期间均表现为前柱大于后柱，这主要与放煤工艺有关。由于支架上方顶煤破坏处于变化之中，后部顶煤刚度较小，支撑强度降低，并且不断被放空，使顶煤作用在支架上的合力作用点前移，因而表现为前柱阻力大于后柱。

4324面支架前后柱阻力对比表 表5

工作面位置 柱别 前柱 上部 后柱 前-后 前柱 中部 后柱 前-后 前柱 下部 后柱 前-后 前柱 平均 后柱 前-后 顶板来压期间 P0 1862 511 1351 1472 879.8 592.2 1635.2 888.6 746.6 1656.4 759.8 896.6 Pt 2169.05 636.6 1532.5 1577.35 946.15 631.2 1858.4 1060 798.45 1868.3 880.9 987.4 Pm 2476.1 762.2 1713.9 1682.7 1012.5 670.2 2081.6 1231.3 850.3 2080.1 1002.0 1078.1 P0 1414.8 473.1 941.7 1221.5 468.6 752.9 1291.3 607 684.3 1309.2 516.2 793.0 顶板非来压期间 Pt 1650.05 573.3 1076.8 1293.55 464.6 828.95 1442.8 701.4 741.45 1462.1 579.8 882.4 Pm 1885.3 673.5 1211.8 1365.6 460.6 905 1594.3 795.7 798.6 1615.1 643.3 971.8 五、工作面上、下顺槽在回采期间矿压显现规律

1、上顺槽在回采期间共设5组表面位移测站，观测结果详见（图四、图五及附图一、附图二）。观测结果：

1）累计顶底板移近量899mm，移近速度最大103mm/d平均32.1mm/d。累计顶板下沉量328mm，移近速度平均11.7mm/d，最大43.5mm/d。累计底鼓量571mm，底鼓速度平均

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20.4mm/d，最大85mm/d。由观测结果知，顶底板移近量较大，且底鼓量及底鼓速度明显大于顶板下沉量，底鼓量是顶板下沉量的1.7倍，底鼓量占顶底板总移近量的64%。

2）累计两帮移近量1231mm，两帮移近速度平均44mm/d，最大118mm/d；累计上帮移近量835mm，移近速度平均30mm/d，最大80.5mm/d；累计下帮移近量396mm，移近速度平均14mm/d，最大38mm/d。两帮变形量较大，并且上帮变形量及变形速度明显大于下帮，上帮是下帮的2.1倍，上帮位移量占两帮总位移量的68%。

1400顶底板移近量mm）1200（mm）两帮移近量（mm）SD（量1000移近8006004002000101722404555809095100105至煤壁距离L（m）图四 、4324面上巷回采期间围岩移近量变形曲线

）140顶底板移近速度（mm/d）/d120mm两帮移近速度（mm/d）（SV100速度80移近6040200101722404555809095100105至煤壁距离L（m）

图五、4324面上巷回采期间围岩移近速度变形曲线

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2、下顺槽在回采期间共设7组表面位移测站，观测结果详见（图六、图七及附图三、附图四）。观测结果：

1）累计顶底板移近量723mm，移近速度最大90mm/d平均29mm/d。累计顶板下沉量419mm，移近速度平均17mm/d，最大50mm/d。累计底鼓量304mm，底鼓速度平均12mm/d，最大40mm/d。由观测结果知，顶底板移近量较大，且顶板下沉量及下沉速度明显大于底鼓量及底鼓速度，顶板下沉量是底鼓量的1.4倍，顶板下沉量占顶底板总移近量的58%。

2）累计两帮移近量434mm，两帮移近速度平均17mm/d，最大35mm/d；累计上帮移近量227mm，移近速度平均9mm/d，最大23mm/d；累计下帮移近量207mm，移近速度平均8mm/d，最大13.5mm/d。

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移800近700量SD600（mm）500400300200100034495573顶底板移近量（mm）两帮移近量（mm）8190108112115至煤壁距离L（m）图六 、4324面下巷回采期间围岩移近量变形曲线

移100近90速80度SV7060（mm）5040302010034495573顶底板移近速度（mm/d）两帮移近速度（mm/d）8190108112115至煤壁距离L（m）图七、4324面下巷回采期间围岩移近速度变形曲线

六、结论

1、顶煤初垮步距7.2米；老顶初次来压步距平均47.4米，动载系数为1.4；工作面来压沿倾斜方向呈现不同步特性；周期来压步距平均11.9米，动载系数为1.3，因工作面来压具有不同步性，因此工作面上、中、下部将不间断的受周期压力影响。

2、该面动载系数按循环末工作阻力计算平均上部为1.2，中部为1.3，下部为1.2；说明该面中部的来压强度相对高于工作面上部和下部。

3、实测支架初撑力平均为2258.1KN/架，来压前2053.6KN/架，来压时2462.6KN/架，分别占支架额定值的44%，40%和48%。实测支架循环末工作阻力平均2897.2KN/架，来压前2572.2KN/架，来压时3222.1KN/架，分别占支架额定工作阻力的47%，42%和53%实测支架时间加权阻力平均2577.6KN/架，来压前2312.8KN/架，来压时2842.3KN/架，分别占支架额定工作阻力的46%，41%和50%。可见支架阻力有一定的富裕量，支架的支护效能发挥较好，能满足该工作面的开采需要。

4、支架阻力在来压前平均311.8KN/m2，来压时平均390.6KN/m2，动载系数1.3，分别占设计的43.3%和54.2%，说明该支架能够满足该面的支护强度要求。

5、支架前后柱主要以恒阻和微增阻为主，说明该面的顶板活动对支架的作用不大，处于二增以上状态所占比例中、上部高于下部，说明中、上部顶板相对下部顶板活动要强烈。

6、支架支护阻力无论是在来压期间，还是在非来压期间均表现为前柱大于后柱，这主要与放煤工艺有关。由于支架上方顶煤破坏处于变化之中，后部顶煤刚度较小，支撑强度降低，并且不断被放空，使顶煤作用在支架上的合力作用点前移，因而表现为前柱阻力大于后柱。

7、4324孤岛工作面上、下两巷受相邻工作面及本工作面回采期间压力叠加影响，在上、下两巷形成压力集中 ，围岩变形较大，上巷影响范围100米，距离工作面40米为影响高峰区。下巷影响范围110米，距离工作面50米为影响高峰区。

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）900顶板下沉量（mm）mm（800底鼓量（mm）SD700上帮移近量（mm）量近600下帮移近量（mm）移5004003002001000101722404555809095100105至煤壁距离L（m）附图一 、4324面上巷回采期间围岩移近量变形曲线

90）顶板移近速度（mm/d）80底鼓速度（mm/d）mm/d（70上帮移近速度（mm/d）下帮移近速度（mm/d）SV度60速近50移403020100101722404555809095100105至煤壁距离L（m）附图二、4324面上巷回采期间围岩移近速度变形曲线

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移450近400顶板下沉量（mm）量底鼓量（mm）SD350上帮移近量（mm）300下帮移近量（mm）250200150100500344955738190108112115至煤壁距离L（m）附图三 、4324面下巷回采期间围岩移近量变形曲线

移60近顶板下沉速度（mm/d）速50度底鼓速度（mm/d）SV40上帮移近速度（mm/d）下帮移近速度（mm/d）3020100344955738190108112115至煤壁距离L（m）附图四、4324面下巷回采期间围岩移近速度变形曲线

（mm）（mm） 12

4324孤岛面支架载荷表

来压次序 来压阶段 来压前 老顶初次来压 来压时 压/前 来压前 第一次周压 来压时 压/前 来压前 第二次周压 来压时 压/前 来压前 第三次周压 来压时 压/前 来压前 第四次周压 来压时 压/前 来压前 第五次周压 来压时 压/前 来压前 第六次周压 来压时 压/前 来压前 周压平均 来压时 压/前 上部 P0 Pt Pm P0 1714.4 1940.3 1847.1 2137.9 1.1 1.1 1692.2 2055.4 2526.3 2973.8 1.5 1.4 2175.9 2448.1 2291.5 2705.7 1.1 1.1 2307.4 2622.5 2486.1 2839.8 1.1 1.1 1692.9 2209.6 2290.6 2703.8 1.4 1.2 1733.5 2257.5 2452.4 3101.4 1.4 1.4 2514.3 2975.7 2737.4 3267.7 1.1 1.1 2019.4 2428.1 2464.0 2932.0 1.2 1.2 中部 Pt Pm P0 下部 Pt Pm P0 全面平均 Pt Pm 1731.9 1878.2 2430.8 2613.5 1.4 1.4 2127.9 2253.6 2848.6 3132.7 1.3 1.4 2339.7 2569.3 2769.4 3097.8 1.2 1.2 2167.0 2311.2 2681.4 2993.6 1.2 1.3 2118.7 2422.7 2674.0 3037.5 1.3 1.3 2182.9 2525.0 2834.2 3318.4 1.3 1.3 2941.2 3351.2 3246.4 3752.6 1.1 1.1 2166.2 1534.7 1524.0 1513.4 1507.9 1731.5 1955.1 1585.7 2428.8 2307.3 2222.9 2138.5 2589.9 2931.5 3273.1 2248.1 1.1 1.5 1.5 1.4 1.7 1.7 1.7 1.4 2418.6 1894.0 1791.8 1689.7 2420.4 2536.5 2652.6 2002.2 3421.4 2249.4 2284.9 2320.4 2918.0 3287.1 3656.2 2564.5 1.4 3119.9 1.1 1.2 1.3 1.4 1.2 1.3 1.4 1.3 2720.3 2128.8 2233.3 2337.9 2025.3 2337.6 2649.8 2110.0 2532.7 2715.0 2897.4 2498.8 2887.5 3276.1 2441.0 1.2 1.2 1.2 1.2 1.2 1.2 1.2 2937.6 1757.6 1840.7 1923.8 2003.1 2037.7 2072.3 2022.7 3193.4 2268.1 2412.1 2556.1 2353.5 2792.4 3231.3 2369.2 1.1 3117.0 1.1 1.3 1.3 1.3 1.2 1.4 1.6 1.2 2726.3 1442.5 1557.1 1671.7 2308.7 2589.4 2870.1 1814.7 2210.5 2508.5 2806.5 2430.7 2809.8 3189.0 2310.6 1.5 1.6 1.7 1.1 1.1 1.1 1.3 2781.5 1688.7 1850.5 2012.4 2100.4 2440.7 2781.1 1840.9 3750.5 2520.7 2902.9 3285.1 2076.9 2498.2 2919.5 2350.0 1.3 1.5 1.6 1.6 1.0 1.0 1.0 1.3 3437.0 2895.6 3214.1 3532.7 2183.7 2633.8 3083.9 2531.2 3798.1 2781.1 3247.1 3713.2 2702.1 3224.3 3746.4 2740.2 1.1 1.0 1.0 1.1 1.2 1.2 1.2 1.1 2836.9 1967.8 2081.3 2194.7 2173.6 2429.3 2685.0 2053.6 2312.9 2572.2 3400.0 2427.1 2678.4 2929.8 2496.7 2916.5 3336.4 2462.6 2842.3 3222.1 1.2 1.2 1.3 1.3 1.1 1.2 1.2 1.2 1.2 1.3 13

4324孤岛面前梁载荷表

来压次序 来压阶段 来压前 老顶初次来压 来压时 压/前 来压前 第一次周压 来压时 压/前 来压前 第二次周压 来压时 压/前 来压前 第三次周压 来压时 压/前 来压前 第四次周压 来压时 压/前 来压前 第五次周压 来压时 压/前 来压前 周压平均 来压时 压/前 上部 P0 386 591 1.5 482.4 567.8 1.2 450.2 723.6 1.6 636.5 637.5 1.0 643.2 861.4 1.3 455.6 770 1.7 533.6 712.1 1.3 Pt 373.1 611.0 1.6 539.9 650.8 1.2 494.5 734.8 1.5 596.3 697.8 1.2 727.0 947.6 1.3 549.4 807.1 1.5 581.4 767.6 1.3 Pm 360.2 631 1.8 597.3 733.7 1.2 538.7 746 1.4 556.1 758.1 1.4 810.7 1033.7 1.3 643.2 844.2 1.3 629.2 823.1 1.3 P0 687.4 924.6 1.3 864.3 940.1 1.1 723.6 741.5 1.0 663.3 482.4 0.7 790.6 603 0.8 663.3 696 1.0 741.0 692.6 0.9 中部 Pt 623.1 902.3 1.4 889.5 943.2 1.1 703.5 737.0 1.0 613.1 513.7 0.8 797.3 596.3 0.7 683.4 834.2 1.2 737.3 724.9 1.0 Pm 558.8 879.9 1.6 914.6 946.2 1.0 683.4 732.5 1.1 562.8 544.9 1.0 804 589.6 0.7 703.5 972.3 1.4 733.7 757.1 1.0 P0 471 663.3 1.4 394 598.5 1.5 402 595 1.5 710.2 847.1 1.2 830.8 931.3 1.1 693.5 993 1.4 606.1 793.0 1.3 下部 Pt 557.0 688.5 1.2 438.2 692.3 1.6 506.5 719.6 1.4 716.9 913.2 1.3 817.4 1028.5 1.3 773.9 1055.5 1.4 650.6 881.8 1.4 Pm 643 713.6 1.1 482.4 786.1 1.6 611 844.2 1.4 723.6 979.2 1.4 804 1125.6 1.4 854.3 1118 1.3 695.1 970.6 1.4 P0 514.8 726.3 1.4 580.2 702.1 1.2 525.3 686.7 1.3 670.0 655.7 1.0 754.9 798.6 1.1 604.1 819.7 1.4 626.9 732.5 1.2 全面平均 Pt 517.7 733.9 1.4 622.5 762.1 1.2 568.2 730.5 1.3 642.1 708.2 1.1 780.6 857.4 1.1 668.9 898.9 1.3 656.4 791.4 1.2 Pm 520.7 741.5 1.4 664.8 822.0 1.2 611.0 774.2 1.3 614.2 760.7 1.2 806.2 916.3 1.1 733.7 978.2 1.3 686.0 850.3 1.2 14

4324孤岛工作面矿压观测报告

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