顶板灾害防治

第三个专项华北科技学院 刘过兵顶板灾害防治及勘察概 述第一节、矿山压力显现规律及影响因素第二节、采场顶板事故防治及避免勘察第三节、巷道顶板事故防治及勘察第四节、冲击地压事故防治及勘察概 述一、研究顶板事故及防治勘察的重要性 在国内统配煤矿（国有重点煤矿）中，顶板事故伤亡人数占煤炭行业总伤亡人数的比重较大。而顶板事故又分为采场（工作面）顶板事故和巷道顶板事故。请看下面几组数据。 1、1954年-1985年期间顶板事故占总死亡人数的45%。 其中：采场（工作面）顶板事故占3/4 巷道顶板事故占1/4 而在采场顶板事故中： 按支护类型分：磨擦支柱、木支柱占93%、其他支柱占7% 按顶板类型分：直接顶板事故占93%、老顶事故占7% 按冒顶类型分：局部冒顶占70% 、大型冒顶占30% 按 地 点 分：机道炮道占26%、放顶线占15% 、 上下出口占15% 、 其她地点占44% 2、1986年-1992年顶板事故死亡人数占总死亡人数的40%， 有所下降，但比例也发生变化。 其中：采场顶板事故占2/3 巷道顶板事故占1/3 变化因素分析： 整体事故比例下降是由于支护设备发展科学研究成果的 应用，管理的加强所致。 采场顶板事故3/42/3重要是支护形式发展单体液压支 柱，液压支架的应用，回采工艺发展。 巷道顶板事故上升： A：巷道断面扩大 B：巷道总数加大、使用时间长 C：支护技术有待进一步完善 40%或许45%的大比例很值得去研究去监察，进一步减少。 且事故类型诸多，随机性多样性，规定加大勘察力度。 二、顶板事故发生因素分析 1、自然因素 2、技术因素 3、人为因素 4、勘察的目的三、简介几本参照书 1、中国采场围岩控制 陈炎光、钱鸣高主编 2、中国巷道围岩控制 陈炎光、陆士良主编 3、顶板灾害防治 岑传鸿编 以上皆为中国矿大出版社出版 第一节、矿山压力显现规律及影响因素一、采场矿山压力显现规律1、初次放顶- 当工作面自开切眼推动一段距离后，工作面开始第一次大 面积的放顶，叫做初次放顶。 初次放顶工作面需要采用相应的安全防备措施，制定监测 制度等以策安全。煤矿顶板事故在初次放顶时发生者也 不在少数，应特别引起注意，也是勘察的重要内容之一， 背面见案例分析。2、直接顶初次垮落- 初次放顶后，直接顶初次大面积的垮落称为初次垮落，即直 接顶冒高超过11.5占全工作面的1/2以上为准。 如图1所示。 岩石强度 分层厚度 节理裂隙 直接顶初次垮落步距-直接顶初次垮落后，从切顶线到 开切眼煤壁的距离叫直接顶初 次垮落步距。它是一种很重要 的指标，对顶板分类和研究矿 压理论很重要。 直接顶初次垮落步距：5-25M不等，见表1。 3、老顶初次来压 当老顶悬露达到极限时，老顶第一次断裂，同步发生破断 岩块的回转失稳。从而导致工作面顶板急剧下沉，此时工 作面支架显现压力普遍增大现象，即称为老顶初次来压。 直接顶垮落后，与老顶之间有一种空隙空间。 如图2、图3。 n 若=0，即直接顶冒落后布满采空区; 则h=m/（kp-1） 其中：m-煤厚; h-直接顶总厚度; kp-岩石碎胀系数（初始值1.25-1.5,）; 一般(2-4）倍（一般用N表达）采高的直接顶冒落 后即可。填满采空区，周期来压则不明显。老顶初次来压前的构造及周边应力分布状况. 如图4所示。 图4 老顶断裂前的构造形式及其周边的应力再分布 A-应力增高区 B-应力减少区 C-应力不变区 老顶初次垮落时，工作面煤壁距开切眼煤壁的距离 叫做老顶初次垮落步距。 老顶初次垮落步距的有关因素： 老顶的岩石力学性质 老顶的厚度 岩块之间的胶合条件等 老顶初次来压步距，一般为20-35M 有的可达50-70M不等 持续时间2-3天4、老顶周期来压 老顶初次来压后随工作面的推动，老顶呈规律性折断， 工作面显现周期性的来压，称为周期来压。 老顶顶板经历了稳定-失稳-再稳定的变化。 如图5、图6所示。 图5 老顶周期来压a-老顶断裂下沉 b-顶板台阶下沉图6 回采工作面推动中岩体构造的变化过程周期来压时矿压显现： 顶板下沉速度增大 下沉量增大 支柱载荷增长、钻底 煤壁片帮 支柱折损 台阶下沉 周期来压步距-两次周期来压间工作面推动距离。 经验数据并根据实测，周期来压步距： L周=（1/2-1/4）L初5、三带 回采工作面初次来压后，随着工作面的继续推动，工作面 上复岩层的活动状况将逐渐形成常说的上“三带”，即： 冒落带（垮落带）-岩块不规则垮落和堆积 Kp=1.3.5，压实后1.03左右 裂隙带-在冒落带之上，岩块断裂但整洁排裂 弯曲下沉带-裂隙带之上直到地表，岩层裂隙较 少，但有下沉。如图7所示。 6、采场围岩应力分布 1）工作面前后方应力分布-移动支承压力分布 由于开采所致，应力重新分布，在工作面前方形成了支 承压力带，它的影响范畴达30-40m或更远,最高峰在 煤壁前方7-10m处。K可达2-3，随开采移动。 工作面后方冒落矸石被压实，一般只恢复到rh或比 rh稍高一点。如图8所示。 2）工作面两侧支承压力分布-固定支承压力分布 随工作面开采，在工作面两侧煤柱或煤体上也形成支承 压力。作用时间长，位置比较固定，如图9、图10所 示，称为固定支承压力。 二、顶板分类（一）按岩性和与煤层的位置划分 1、伪顶-厚度不不小于0.5m，极易垮落，随采随冒，位于 煤层之上。 2、直接顶-岩层较稳定，位于伪顶之上，一般随放顶 可垮落。 3、老顶-在直接顶之上，岩层厚而硬，难冒落，有时 呈规律性折断。 典型柱状如图11所示。 图11 顶板典型柱状图示例（二）国内对直接顶分类和老顶的分级 为了拟定支护参数和支架造型，1981年煤炭工业部颁发： 缓倾斜煤层顶板分类方案，如表2、表3所示 1、掘进巷道引起的围岩应力分布 巷道未开掘之前，岩体处在原始应力状态rh，在巷道开掘 后，应力即开始重新分布，巷道围岩内浮现应力集中现象， 当围岩强度不不小于围岩应力，围岩则产生塑性变形，并向岩 体深部发展。一般巷道开掘后形成如下图所示的状态。 巷道围岩一般分为四个区：破裂区 A 塑性区 B 弹性区 C 原始应力区 D 开切眼开掘后两侧煤体的应力如图13所示。 2、采动影响下，底板应力分布 支承压力通过煤体，直接传递究竟板岩层，在底板岩层 一定范畴内同样存在支承压力的影响。如下图所示。 a 一侧采空煤柱应力分布特性 煤柱应力呈三角形; 应力增高系数为3; =3040 传递深度为（1.5）B. b 煤柱宽度为B，两侧采空时应力特性 煤柱应力呈钟形; 应力增高系数为5; 煤柱最中心下方应力最大; =3040 传递深度为3B. c 煤柱宽度为2B，两侧采空应力特性 煤柱应力呈马鞍形; 应力增高系数为3.5; =3040 传递深度为3B. 四、影响矿山压力显现的因素分析（一）地质因素 1、断层与褶曲 断层的影响 顶板失去持续性，容易冒顶; 构造应力存在使巷道难以维护; 伴有其她灾害因素存在. 褶曲的影响 构造应力使顶板难维护; 顶板破碎，易冒顶. 如图15所示 在地层水平应力作用下巷道底板鼓起 在地层水平应力作用下巷道两帮破裂2、节理、裂隙的影响 直接顶被切割，易冒顶; 影响老顶的稳定性. 如图16所示 3、煤层倾角的影响 顶板压力的方向变化; 支架的稳定性受到影响; 底板滑动给支护带来困难. 如图17所示 （二）开采技术因素 1、采高与控顶距 采高和控顶距越大，顶板下沉量越大; 采高越大，冒落带越高，上复岩层破坏越严重; 煤壁越易片帮; 老顶越难获得平衡. 2、工作面推动速度 增大 顶板下沉量小 ; 反之加大; 顶板破碎强度减缓; 破碎; 矿压比较缓和; 压力大. 3、采深（加大） 支承压力影响范畴增大; 原始应力增大，工作面压力增大; 顶板难维护，支柱载荷增大; 矿压显现加剧、片帮、压出; 易诱发冲击地压和煤与瓦斯突出. 第二节、采场顶板事故防治及避免勘察一、顶板事故的分类（一）目前的多种分类 1、总工程师指南分类 大面积切顶; 小范畴局部冒顶; 2、煤矿顶板事故的防治分类 局部冒顶事故; 大型冒顶事故; 急倾斜工作面顶板事故. 3、顶板灾害防治分类 压垮型冒顶; 漏冒型冒顶; 推垮型冒顶; 综合类型冒顶. 4、中国煤矿采场围岩控制分类 压垮型冒顶; 漏冒型冒顶; 复合顶板推垮型; 金属网下推垮型; 其她推垮型; 综采工作面直接顶冒顶.（二）顶板事故分类 顶板事故： 采场顶板事故-综采顶板事故 一次采全高 分层开采 普采顶板事故 一次采全高 分层开采 炮采顶板事故 一次采全高 分层开采 残采顶板事故 巷道顶板事故-巷道掘进顶板事故 巷道维修顶板事故 巷道回收顶板事故 巷道交叉点事故 （一） 综采工作面顶板事故的致因及避免勘察1、综采工作顶板事故常常发生的地点及因素分析 1）地点：端面顶板 煤壁片帮 如图18、图19所示 n 2）案例：东梁五井和徐州庞庄东城井事故n 事故案例1n 徐州矿务局庞庄矿东城井综采三队948工作面，过煤层变薄带放震动炮，第一炮放完后，第二炮未放响，放炮员和班长在运送机和支架立柱间查找未放响的因素。煤壁忽然片帮，折下一块长2.55米，宽0.7米，厚0.4米的大块矸石,砸在采煤机牵引链上,又弹起砸在放炮员身上,导致死亡事故.n 事故重要因素是放炮炮眼过深过高,煤壁和端面顶板遭到破坏,未及时查看顶板状况,导致片帮伤人。n 事故案例2n 辽宁阜新矿务局东梁五井综采队,将换下的采煤机滚筒调高油压千斤顶用工作面运送机下运,卡在煤壁侧,检修工越过运送机到煤壁侧用撬棍撬,另一名工人用脚蹬,此时煤壁片下一块长4.1米,高1.2米,厚0.4米的煤块,砸在工人的头部死亡.n 事故重要因素不敲帮问顶,无防片帮措施,麻痹大意导致.3）因素分析： 端面冒顶因素分析 直接顶的岩性不稳定; 老顶岩层的断裂; 端面距尺寸过大. 片帮因素分析 采高; 煤层硬度; 矿压; 切割面形状. 4)防治措施及勘察 及时移架、减小端面距; 提供必要的水平推力，合理初撑力和支护强度; 支架顶梁不适宜过度昂首和低头（1015）; 固化顶板，加设护帮装置; 保持工作面有较快的推动度; 监测顶板，及时消除冒顶隐患. （二）普采工作面顶板事故的致因及避免勘察n 3）案例分析:肥城杨庄矿、固家庄矿顶板事故事故案例1n 肥城杨庄矿10306高档普采工作面，工作面推动速度较慢，顶板已经浮现台阶下沉，工作面支柱支护阻力局限性，支柱支在浮煤上。工作面分段放顶，分段距离较近，只有6米。当第二放顶组尚未支设特殊支架，刚要扶起自行倾倒支柱时，顶板沿倾斜忽然跨落4米多，当场埋住3人，所有死亡。n 事故重要因素是工作面支护密度不够，支护质量差，支柱失效，放顶分段距离太近，顶板活动剧烈，已产生台阶下沉，未及时采用有效措施导致。n 事故案例2n 肥城矿务局国家庄矿2608工作面开采薄煤层，煤厚1米，工作面无直接顶，老顶为16-27米的中粒砂岩。工作面单体液压支柱支护，当工作面推动15米时，工作面来压，部分顶板冒落，人员撤离工作面。但仅过10分钟，在并未采用任何加强支护措施的状况下继续工作，顶板自工作面采空区向工作面推跨，压住5人，3人死亡。2人重伤。n 事故因素：对工作面来压缺少结识，初次来压觉得10分钟过去就稳定。进入工作面应一方面加强支护，视顶板状况而定。此外工作面支护质量差，支护密度局限性。 4）防治及勘察 加强工作面支护，减少灾害，逐渐采用单体 压支柱； 增长支柱初撑力； 缩小控顶距； 对的安全回柱放顶，加设必要的特种支护； 严禁同工种同步同地平行作业； 加快工作面推动度； 加强矿压观测，摸清顶板活动规律； 加强对初次放顶的监控与管理； 增长支架的稳定性； 加强安全教育，提高自身安全意识。 如图20、21、22及表4所示 2、分层开采顶板事故致因及防治勘察 1）冒顶事故的特点 开切眼附近，初次放顶前后； 有明显前兆，多数推垮忽然； 推垮前支柱受力不大； 上位岩层大面积悬露， 有大块冒下； 支柱多数向下向采空区方向 倾倒； 推垮型速度快，人力无法抗拒； 易发生在回柱时； 案例多在磨擦支柱工作面。 如图23所示 n 2）因素分析：n 由于支护不到位、不及时或失效而浮现网兜； 碎矸石与上位断裂硬岩大块岩石产生离层； 网兜漏冒导致顶板整体运动，推倒工作面支架； 假顶铺设不严，灌浆注水不充足； 工作面支护质量不好，密度不当，稳定性差； 对网兜现象解决不及时； 其她工序导致冒顶（放炮等）。n 3）案例分析：汾西水浴矿n 汾西矿务局水峪矿3209工作面开采中分层，顶板为上分层金属网假顶。工作面三、四排控顶，80机组采煤。初次放顶后，工作面有110米未冒落，工作面在未架设木垛、支设密集柱的状况下，工人先回后支、回柱放顶，并放震动炮，致使顶板沿工作面冒落长12米，将6人压住，所有死亡。n 事故因素：对初次放顶结识局限性，大面积未冒落，也不采用任何措施，放炮崩倒支架，采煤、放顶平行作业，导致顶板剧烈下沉，支架无法抗拒，致使大面积冒顶，导致重大伤亡事故。4）防治勘察 控制控顶距，提高支柱初撑力，避免网兜出； 现，避免各工序碰倒支架； 增长支架的稳定性，十字顶梁； 工作面开切眼，内错布置，初次放顶，将网剪断； 加强工作面质量管理，机采及时挂梁，缩小截深 ； 灌浆灌水充足； 回柱放顶采用严密安全防备措施。 （三）炮采工作面顶板事故的致因及避免勘察 1.冒顶多发生在开切眼附近; 2.冒顶前征兆不明显，冒顶来势快，比较忽然剧烈; 如下图所示 3）复合顶板冒顶的机理分析 由于支柱支撑力小，岩层在自重作用下使支柱下缩 软岩与硬岩层之间产生离层。 支柱支在浮煤上或软底上，使顶板下沉离层。 直接顶岩层断裂，成六面体，成半自由体，如沿采 空区或倾斜方向有去路，随时可以冒落。 推力不小于迎山支柱阻力，向倾斜方向垮落。 4）炮采工作面冒顶发生地点 开切眼附近 ; 地质破坏带; 旧巷附近; 上下出口附近; 放顶线附近 ; 煤壁炮道附近;n 5）案例 ：长广六矿（复合顶） 涟邵利民矿n 浙江长广六矿1102工作面，顶板为0.6米的黑色砂质泥岩，其上有一层0.02-0.03米的煤线,再往上是稳定的直接顶.工作面准备初次放顶,由于煤厚不小于采高,工作面支柱支在底煤上,支柱钻底,顶板离层,有2架支架顶板已冒落.工人准备移机头时,顶板掉渣,将来得及撤离,工作面下部23棵支柱忽然被顶板推倒,4人被压,3人死亡.n 事故因素:这是一起典型的复合顶板冒顶事故.支柱失效导致顶板离层,支架数量局限性,先冒顶的支架给复合顶板导致运动空间,支支在底煤上的支架无力、失稳酿成重大事故。 n 6）炮采工作面冒顶致因分析 支架支设质量不高，支在浮煤软底上； 初撑力不够，稳定性不好； 支护密度和支护强度不够； 放炮药量大，顶眼距顶板近，震动顶板，使顶板断裂。 放炮后不能及时支护，使顶板下沉量加大，离层严 重 推动度慢，导致顶板状况恶化 控顶距过大 放顶特殊支护不到位，操作工序错误 7）事故防治及勘察 支柱支在硬底上，勾顶严密 增长初撑力，增长支柱稳定性 合理支护密度和支护强度，排距柱距 放炮严格按设计规定，小炮多茬，分段，最小抵御 线在两柱之间，并且高于运送机。 及时拉梁，打临时柱 保持正常推动度 严格按设计作业，控顶距不能过大。 2、炮采分层开采顶板事故致因及防治勘察 基本状况同普采分层开采，但有其特殊性 1）特点及避免勘察措施； 减少放炮对上分层的破坏及震动，放小炮，小进度， 药量小。 及时支护裸露假顶； 选好炮眼方向，避免崩倒支柱，崩翻设备； 注意安全躲炮，安全放炮； 加强对火工品的管理n 2）案例：石嘴山一矿n 宁夏石嘴山一矿3331工作面开采三号煤第一分层。顶板为复合顶板，煤层上为松软的煤矸互层顶板，厚1.7-2.3米.工作面四、五排控顶。在工作面出煤班部分完毕采煤任务后，个别小组提前违章松动木垛，撤掉贴帮柱，准备放顶。在工作面已浮现局部冒顶未及时解决的状况下发生了沿工作面长27米的大面积冒顶，当场压住9人，死亡6人。n 事故因素：在复合顶板条件下违章作业，先撤木垛和贴帮柱，恶化了顶板，加之顶板有去路，发生了重大事故。n 工作面生产管理混乱也是导致事故的因素之一。（四）残采工作面顶板事故的致因及避免勘察1、残采的特点残采即矿井将要报废，为延长服务年限而开采本来 丢失的或留下的边角煤、煤柱或工作面丢掉的煤皮， 有的地方叫复采等。残采时条件远不比初始的条件，工作条件复杂，多 种多样，矿山压力依残留煤炭条件而异，变的复杂， 难以控制。顶板大部分由于采动已断裂。残采很难形成正规面开采，大部分属非正规开采， 给安全带来更大的困难。2、残采顶板事故特点 多发生在地质变化带孤岛采煤，压力大，难控制残采工艺落后，支护设备陈旧规程往往审查把关不严，易出漏洞nn 3、残采事故案例：山东临沂草埠矿山东临沂草埠矿1406残采工作面采用穿采回收煤炭。工作面放完炮，工人在20平方米无支护的状况下直接进入空顶区作业，发生冒顶，3人当场死亡。 管理混乱，违章指挥，蛮干，作业规程编制不细、不具体，审批不严，有漏洞。4、残采顶板事故防治及勘察 严格作业规程的审批和贯彻，摸清状况，不能冒险和 违章作业。 严格支护质量和支护密度，支护强度，加强特种支护。 建立顶板监测、监控制度。 加强对残采工作面职工的安全教育，完善多种规章制 度。 第三节、巷道顶板事故防治及勘察一、掘进工作面顶板事故的致因及避免勘察（一）掘进工作面冒顶事故的分类（二）避免掘进工作面冒顶事故的措施二、巷道交叉处顶板事故防治及勘察（一）巷道交叉处冒顶事故因素（二）避免措施及勘察三、巷道维修顶板事故避免及勘察（一）巷道维修顶板事故的特点（二）巷道维修顶板事故的防治及勘察四、巷道回收顶板事故防治及勘察一、掘进工作面顶板事故的致因及避免勘察（一）掘进工作面冒顶事故的分类一般觉得按因素分为两大类1、掘进后岩石破碎后，顶部岩石与岩体失去联系，如果 支护不及时，该岩石就也许随时发生冒落。 地质变化带，顶石冒落，裂隙发育的巷道抽条都属于 此类。2、已支护的巷道顶部岩石，在支护失效或勾顶不严或 无支护时发生冒落。 如放炮崩倒棚子导致冒顶，背顶不严导致冒顶都属于 第二类型冒顶。 有时一类冒顶可引起第二类冒顶，从而导致大范畴冒 顶。 （二）避免掘进工作面冒顶事故的措施1、严格控制空项距，支架应紧跟掘进工作面及时支护， 锚杆支护要及时打锚杆，严禁大面积空顶作业，有条 件应采用前探掩护支架，使工人在有防护的条件下作 业。空顶作业事故案例 铁法一处 辽宁铁法矿务局一处在大兴立井井下井底车场施工，岩巷掘进砌碹支护。工作面迎头2.2米无任何临时支护，一名工人进入无支护空间，顶板落下一块巨石，将其当场砸死。 辽宁阜新王家营矿 辽宁阜新王家营轨道下山施工，断面10.3平方米,锚喷支护,两班掘进进尺空顶5.7米,不支护继续打眼,右上帮大块矸石冒落,当场砸死打眼工1人. 2、严格执行敲帮问顶制度，危石必须排下，采用有效的 临时支护。如下图所示。 n 3、地质破碎带缩小棚距，增长拉条，增长棚子的一体性 和稳定性，必要时可打中柱，锚杆支架应加大密度， 使用全长锚固型锚杆。n 4、采空区下，网下，冒顶区施工必须背实背严，增挂金属网，超前支护，避免漏空和扩大冒高。n 网下掘进事故案例： 平一矿平一矿戊组煤下分层17072工作面切眼上口拐掘回风巷，掘进机掘进，巷道布置采用内错式。工人挖柱窝时，上分层顶板29平方米忽然跨落，推倒抬棚，压住5名工人，死亡3人。n 上分层假顶铺设不全，质量不高，未注浆注水，顶板胶结不好，抬棚架设不牢，支护不及时导致。n 鹤壁六矿n 鹤壁六矿26024工作面为采大煤的下分层，在网下掘进下顺槽时，巷道为内错式布置。放炮崩倒支架3架，顶板浮现网兜。再放炮又崩倒刚扶起的支架。在重新扶支架时，矸石破网泻下，持续推倒3架支架，导致4人死亡的重大事故。n 事故因素：该矿安全检查人员已发现架棚质量问题，督促改正，但未得到纠正继续施工。炮眼装药量大，炮眼布置不对的，假顶铺设质量不好，棚子反复被崩倒，支护无力。5、炮眼布置方向合理，药量合适，加固支架，避免崩倒 棚子。6、锚杆支护，注意锚杆眼深度和锚杆密度及质量，必要时加网、喷联合支护。 二、巷道交叉处顶板事故防治及勘察（一）巷道交叉处冒顶事故因素1、巷道交叉处顶板暴露面积大，岩层松动范畴大，巷道 压力大，易发生冒顶。2、巷道交叉处支护规定高，支护复杂，有两巷支架，还 有抬棚等，支架稳定性规定高，强度大，支护质量 不好易发生冒顶。如下图所示。 n 辽宁阜新矿务局某矿掘进采煤工作面中巷岔口发生一起推倒棚子的冒顶事故，压埋致死11人。n 事故的直接因素：维修叉口抬棚，没有注意加强叉口上下左右的支架，特别抬棚上部两个插梁处顶板已冒落，压力集中到下部两个插梁和其相邻的下部巷道棚子上，致使其垮落，是导致事故的直接因素。n 掏柱窝和崩大块岩石放炮震动使已离层悬浮顶板岩石滑动推倒棚子，是导致事故的重要因素。n 现场指挥经验局限性，对解决巷道三叉口压力大的抬棚缺少有效的针对性措施，是导致事故的又一因素。（二）避免措施及勘察1、开岔口应选在顶板较好处，避开冒顶处。2、严格操作规程，先架抬棚，再撤棚腿。3、选用高质量高规格材料作抬棚，保证抬 棚有足够强度。4、尖角牛鼻子，象鼻子被压坏时，采用加 强和稳定措施。 三、巷道维修顶板事故避免及勘察（一）巷道维修顶板事故的特点1、巷道通过长期的使用，其周边岩石已经松动， 松动范畴比初始增大，压力大，使巷道变形。2、受采动影响或受支承压力的影响，巷道压力大， 变形大，不符合使用规定，才进行维修。3、由于巷道支架支设质量低，支架材料不符合规定， 支架棚距不合理，背帮背顶不好导致巷道变形大 或被破 坏。4、巷修时周边岩块已彻底脱落，随时有冒落的也许。 解决不好，可使破坏松动范畴进一步扩大，形成 恶性循环冒顶。 （二）巷道维修顶板事故的防治及勘察1、应一方面理解巷修地点周边状况和巷道变形因素；2、制定有效的巷修措施和严密的操作规程，杜绝违章作 业。3、巷修要小步距，逐架依次修理，避免大面积冒顶。4、要先架新支架后撤老支架；5、采用特殊措施加强临时支护，如插梁、前探梁等，工 人在有支护条件下作业。6、新支设支架要顶帮背严背实，提高质量。（三）巷修案例分析 阜新五龙矿 大修区一段在-204主石门进行破碹翻修巷道，两头对修，最后剩余4米旧碹，未及时支护，其中一头空顶1.7米无支护,导致旧碹压力正大,加之又放震动炮,4米旧碹所有跨落,死亡2人. 维修巷道近距离两头作业,互相干扰,管理混乱,工人不按作业规程操作,擅自改动作业程序,导致事故发生.四、巷道回收顶板事故防治及勘察（一）防治及勘察 1、巷道回收前应制定严密、技术合理的操作规程，制定完善的安全措施。2、巷道回收要采用机械作业，杜绝工人冒险行为。 3、回收的支架应及时运出，保证后退道路畅通，对退路 支架有损坏者必须一方面及时加固。4、对不能收回的支架或材料，不要冒险作业，安全第一。 5、加强回收支架地点附近的安全监测。 6、回撤支架附近避免其她工序同步作业或干扰。（二）案例分析 开滦范各庄矿回收斜巷金属支架,从上往下回收,工人躲在下方,无任何防备,当回收第4支架时,上方新架设的支架被所有推倒,导致3人死亡. 斜巷回收支架应自下而上进行,工人躲在原支架下,冒落矸石由上向下滚落,作业方向错误,新支架无力,导致不应有的伤亡事故. 第四节、冲击地压事故防治及勘察一、冲击地压现象及机理 1、冲击地压现象 新汶矿务局华丰矿实例 92年3.28-4.24日在四层煤持续发生6次危害较大 的冲击地压现象。如图28所示。 n 94年5月新汶矿务局孙村煤矿1217工作面发生了较强烈的冲击矿压。冲击矿压发生时，“浓烟”滚滚，煤尘飞扬，伸手不见五指。在100米以外的躲炮人员被冲倒，安全帽被冲跑，三人受轻伤。巷道变形严重。第三切眼已掘的22米巷道，底鼓0.81.0米，支柱歪斜，局部冒顶，有10米范畴冒高为0.5米，下部20米范畴内巷道巷道上帮木棚所有折断。链推机由上帮整体移至下帮1.5米，冲击煤炭150T。n 此处开采的范畴为三角煤柱，埋深830米，直接顶为5米厚中粒砂岩，老顶为54米厚砂岩和粉砂岩，直接底为4米厚的中粒砂岩。实验表白：该工作面开采的二层煤具有冲击倾向性。这是导致冲击的内在因素；顶低板均较硬，采深较大，支承压力高及该工作面东西两侧断层将直接顶和老顶切割形成的构造应力是导致冲击矿压的外在因素。直接诱发冲击矿压的是：当第三个切眼向上掘至22米处，在向东掘进联系眼时，迎头放炮所致。n 山东枣庄矿务局陶庄矿水采区于80年代曾发生相称于里氏3.68级的冲击地压。冲击地压忽然发生，巨大声响使距出事地点300米之外的工作人员均有明显感觉，弹性振动使轨道同枕木一起抛向巷道的一侧，有90米长的钢轨被并到一起，冲击破坏风桥一座，工作人员被弹起摔倒，矿帽被冲掉。受灾区顶板明显下沉，底板鼓裂。支架大量折损。附近巷道都受到不同破坏，合计达380多米。n 此开采范畴属于一半岛形大煤柱，埋深496644米，煤厚25.5米。煤质中硬，f1.52.0，自然含水率为1.02.3，顶板为厚2040米的坚硬中粒石英砂岩。实验表白，该采层的二层煤具有强烈冲击倾向性；这一半岛煤柱上支承压力集中形成较高的应力区，在此处掘进变化了煤的约束条件，导致煤体极限平衡状态的破坏而诱发冲击地压。为了避免类似冲击地压的发生，除采用煤层预注水等措施减少煤层冲击倾向性外，应尽量避免形成孤岛或半孤岛煤柱，避免在高应力区开掘枪眼。 2、发生机理 强度理论 能量理论 冲击倾向理论 失稳理论 煤岩在外力的强烈作用下，积聚了大量的能量，在围 岩稳定状态一旦被破坏即失稳，瞬时有大量的能量放 出，煤岩急剧忽然破坏产生动力现象，同步伴有声响 震动的冲击波，即冲击地压。 二、冲击地压发生的辨认准则1、弹性能指数Wet单轴压缩条件下，弹性应变能sp与塑性应变能st之比。即：Wet= sp/st 如下图所示 2、冲击能指数Ke 单轴压缩条件下，煤炭应力-应变曲线，峰值前后变形能Fs与Fx之比：即 Ke=Fs/Fx 如右图所示 3、动态破坏时间DT-极限载荷到完全破坏的时间如右图所示 4、三等冲击倾向划分，如下表所示 三、冲击地压的避免措施 1、经验类比法 开采深度 煤层条件 老顶及坚硬岩层状况，5M以上，f7 矿压状况 倾角 地质构造 开采设计布局 2、钻屑法（已有技术规范） 卡钻强度 煤粉量大小变化 煤粉粒度变化 推力大小变化 3、地音流动检测法 检测煤岩体声发射现象，若突变和跃升为异常 4、煤层围岩压力-变形观测法 注意浮现下列状况之一者较危险： 煤层支承压力升高，峰值位置接近煤壁 顶板下沉速度增大，而煤层侧向变形（压出）变小 顶板下沉速度急增或相反几种班下沉滞后 老顶周期性断裂时 5、综合预测法 地质构造状况 邻区冲击状况 顶板 5M以上 f7 岩层状况 支承压力等状况 综合运用综合预测判断 四、冲击地压的防备措施1、采用合理的开拓布置和开采方式2、开采解放层，卸压释放能量如下图所示 3、煤层注水-高压长时注水 （已有规程按规程执行）如下图4、对特厚坚硬岩层进行解决（如下图） 五、冲击地压的解危措施1、爆破卸压 孔深达到支承压力峰值区 减少积聚的弹性能 在一定条带内（510m）破坏煤构造，但不落煤。 如下图所示。 2、钻孔卸压 在钻孔周边形成一定的破碎区卸压 通过煤层卸压，释放能量，清除冲击危险 大直径钻孔95mm、145mm、200mm 深度为煤层厚度3倍，孔间距1015 如右图所示 3、诱发爆破-在有冲击危险时，运用较多药量进行深 孔爆破，人为诱发冲击地压，使其在一定期间和地点 发生，避免更大损害和人员伤害，在其她措施无效时 使用。 谢 谢 ！