顶板管理技术(09.11.5安培中心课件

1、顶板管理技术与 案例综合分析星沙 明城酒店2009.11.5 提 纲 1、加强顶板管理的重要性和紧迫性 2、顶板管理的一些基本概念 3、顶板管理技术简介 4、我省煤矿顶板管理的实践 1、加强顶板管理的 重要性和紧迫性 一、近年顶板事故情况 1、19952001年 （7年） 全省煤矿死亡事故中，顶板事故起数 和死亡人数分别占事故总量的44和28。 对比：瓦斯事故占30和51。 2、20022005年 （4年） 全省煤矿死亡事故中：顶板事故起数和死亡人数分别占事故总量的55和 39.9。 CK：瓦斯事故分别占20和 36.2。 3、20062008年 （3年） 全省煤矿死亡事故中：顶板事故起数 和

2、死亡人数分别占总量的56和43。 CK：瓦斯事故分别占17.3和 36。 4、2009年19月，全省煤矿死亡 事故 130起，死亡196人，顶板事故分别 占58和48。 44% 55% 56% 58% 28 40 43 48 5、20032008年，顶板较大事故 21起，死亡68人，平均每年3.5起死亡11.3人，几乎每季度发生1次顶板较大事故，死亡人数占全部较大事故死亡人数的10.7。 09.3.18辰溪蒋家坪井坚硬顶板下采煤柱冒顶，死亡6人。 顶板事故起数和死亡人数已稳操第一 （达到4348），占比呈连续上升态势，较大事故每年均有发生。 二、顶板事故案例综合分析 1、支护技术和理念落后 支

3、护落后，全省仍以木支护为主。支护材料、性能不同，支护效果不同。 支护理念落后，多数煤矿不掌握顶板管理基本理论，以“不变（木支护、砌碹巷道）应万变”。 支架与支护方式不同，控顶效果不同 。 现有煤矿数量 生 产 矿 井采用壁式采煤方法煤矿采面采用木支护煤矿2007年底2008年11月底2007年底2008年11月底全省合计 110912617310381008 长沙市29242929株洲市11500114114湘潭市15111515衡阳市96129694郴州市2701126259244永州市25232525娄底市2502952229222邵阳市1082628104104益阳市15001515常德

4、市28662828怀化市62666262张家界3110103131自治州14221414湘煤集团5130331711 2、随心所欲，不按规程规范作业 （1）技术素质低，作业不规范 采掘后不及时支护、空顶作业，超高、超前采掘，乱采乱挖放“浮煤”； 0544长沙市澄潭江煤矿75生平452采区做回采面开切眼，作业人员放炮后空顶作业，黄某被突然掉下来的矸石打中头部死亡。 05718涟源市龙塘乡新腾煤矿一上山巷道式采煤，没有及时支护，当头来压发生冒顶，将2名作业人员掩埋致死。 进入工作面作业前或放炮后不“敲帮问顶”； 05710浏阳澄潭江镇桥头煤矿在小槽大巷南翼维修，进班时发现伪顶有点裂缝，认为裂缝不大

5、，没有必要处理下来，于是开始砍树架棚。正在架棚时，一块1千多斤的矸石从顶板掉下，砸死1人。 处在不安全地点冒险作业或休息； 05421涟源安平镇新万三煤矿325工作面机巷吴某在处理顶板松石过程中，二块重约200公斤的岩石打中吴的头部，当场死亡。 0572湘潭韶山亿德煤矿在南大巷砌拱装模。8点进班后拖出2个拱子，拆了模板准备装模，装好一边后，杨某出去挂钩，郭某便在拱下休息，此时顶部矸石垮落下来，将郭埋住致死。 维修巷道不按操作规程要求作业； 054 6安化县清塘铺镇新胜开发煤矿在维修巷道时，高某想把旧支护敲掉再装新支护，在拆旧支护时发生冒顶，将高掩埋致死。 05620冷水江市岩口镇新红煤矿三石门

6、维修，大工阳某在没有加固维修地点的支架时，就拆换已变形的支架造成冒顶，将大工掩埋致死。 支柱支在浮煤上，软底不“穿鞋”； 回柱放顶锤打斧砍，不用回柱绞车。 涟源七星街镇峡山煤矿05924回收四石门运输巷木支架， 用斧头撤支架时顶板冒落死亡1人。 （2）不按质量标准施工作业 支柱规格小，棚距过大，支架之间 无稳定措施，支护质量差； 辰溪县煤矿肖家溪井05414事故就存在支护材料直径过小、梁柱未亲口连接等原因。 加禾县萝卜安煤矿05911在225采区10沿煤回风上山修理，修好4架棚子后正准备抬栌，新架的棚子垮塌掩埋2人致死。 破碎顶板背顶背帮不严实，顶帮内空，来压时突然垮塌； 05713涟邵塘冲煤

7、矿11237回采面补充风巷掘进，因当头空帮空顶，凌晨突然冒顶，将副队长吴某掩埋致死。 缺柱、折柱、无效支柱、断梁等不及时补充更换； 倾斜巷道支架无迎山角（“顺山棚”），压力大的巷道不抬栌，冒高巷道不接顶等； 分层开采工作面不铺假顶、不洒水灌黄泥浆； 不同类型支架混合使用。 各种支架在顶板 下沉不同时期作用不相同，木柱一般允许最大下沉量为200毫米，若与单体液压支柱混合使用，起初共同支撑顶板，中期木支柱发挥主要作用，当顶板下沉量大于200毫米时，木支柱大部分折损。 3、管理上的缺陷 忽视必须的设计和有针对性的采、掘工作面作业规程； 巷道或回采工作面布置不合理，过于集中导致应力集中，巷道上下重叠措

8、施不当造成掉底； 04630慈利县零阳胜利煤矿在三号下山往矿车里装煤的过程中突然底板垮落，致朱某死亡。 地质、测量工作薄弱，巷道测量和填图不及时，构造变化和巷道位置不清； 有关顶板管理制度形同虚设，现场无章可循，工程质量差，三违现象严重； 缺少顶板管理方面的安全教育和技术培训； 轻视巷道维修，巷道失修严重。 05426冷水江市涟溪矿业公司一工区270水平补二石门 5煤巷道失修严重，作业人员进入巷道，李某的矿灯带挂上断梁引起冒顶，将李某掩埋致死。 4、环境条件制约 煤层赋存不稳定，地质构造复杂； 开采造成围岩应力集中； 急倾斜煤层开采、残采、复采，环境条件差； 煤矿严重缺少采矿、地质工程技术人员

9、； 06年全省煤炭行业采矿工程技术人员共2267人，其中采矿1064人，地质241人；在煤矿企业的1622人，60分布在国有煤矿。攸县150个煤矿，年产420万吨煤，其中148个非国有煤矿仅有1名科班的专业技术人员。 采掘工人过度流动，缺少熟练技术工人。 如：洪山殿公司05年末1890名工人，其中采掘778人，均无技术职称；初中及以下文化程度占75； 778名采掘工人中，从事采掘工作2年以下的占46；2004年招收476名采掘工人，到年底仅剩50人； 班组长中30只有2年以下工作经验。 09.10.16浦溪煤矿发生突出死亡8人，除1人31岁，其余均在38岁以上；3名采掘工人和一名抽放管子工均为

10、07.12以后入矿的。 矿井生产规模与百万吨死亡率之间的关系国有重点煤矿采煤机械化程度与百万吨死亡率关系 三、顶板管理从经验到科学的转变 针对煤层赋存条件各异、工作面不断推进、构造复杂多变的特点，进行顶板控制设计，实现科学管理。 1、顶板控制设计基础：研究和掌握各类（个）具体煤层需要控制的上覆岩层范围及其运动规律（包括运动发生的时间和条件等）。 （1）不同类型顶板事故往往与不同类型的顶板结构对应，分析顶板结构特征，认识和分析在该结构下可能发生的顶板事故类型和特点，是有针对性防治顶板事故的前提。 结构面（弱面）对结构的影响 （2）开采引起的上复岩层破断运动，对工作面直接顶的冒落活动有决定性影响。

11、 2、针对具体煤层条件选择和用好支护手段：掌握各类支架的特性及其在不同生产现场所能达到的有效支撑能力。 了解支护，选好支护，发展支护（单体液压支柱、液压切顶支柱、十字顶梁、前探梁等），用好支护，监测支护（质量）。 3、了解支架与顶板运动间的关系，确定支架对顶板的合理工作状态，设计安全上可靠、经济上合理的顶板控制方案。 2. 顶板管理的一些基本概念 概念（矿山压力控制，顶板管理） 概念的本质特征描述 概念的适用条件 概念的特例 概念的例外 概念可能相互转换及其转化条件 如直接顶与老顶相互转化基于以下原因：1、地质条件变化。岩层厚度变小，原为老顶的岩层可能随回柱冒落；岩层变厚，原垮落的岩层可能向老

12、顶转化；大的断层构造，可以切割传递岩梁，使很大范围的老顶向直接顶转化。 2、采动条件变化。增加采高，允许岩梁弯曲沉降的实际空间增大，老顶中的岩梁可能转化为直接顶；降低采高，原直接顶可能转化为老顶。 3、改变采空区顶板处理方法。采用充填，减少岩层弯曲沉降的运动空间，原直接顶转化为老顶。 1、顶板和底板 煤层以上的岩层叫做顶板，煤层下 面的岩层叫做底板（直接在煤层下面的岩层叫直接底） 。 三种顶板： （1）伪顶：在煤层和直接顶之间， 有时存在一层厚度小于0.5米、随采随冒 的软弱松散岩层。 常见的伪顶有炭质页岩，泥质页岩等。 （2）直接顶： 直接在煤层或伪顶上面，有一定强度， 并会随回柱放顶而冒落

13、的岩层（在老塘已冒落、采场内支架暂时支撑的顶板）。 常见的直接顶岩层有页岩、砂页岩等。 采煤工作面的直接维护对象是直接顶，直接顶的稳定性对支架的选型、支护方式以 及对引起工作面冒顶常常起主导作用。 直接顶的稳定程度取决于三个因素： 岩层本身的力学性质； 直接顶岩层内由于各种原因造成的层理和节理裂隙的发育程度； 直接顶的稳定性（完整性）还受到上覆老顶来压的影响。 综合考虑前两个因素，我国将直接顶 按稳定性分为三种类型： 不稳定顶板 多数为分层厚度较小（250mm）、强度低，原生裂隙发育，初次垮落步距小于8m，采空区内形不成悬顶。 如页岩、炭质页岩、粉沙岩、再生顶板等。 对这种顶板如不及时支护，很

14、容易造成局部冒顶。 中等稳定顶板 此类直接顶多为分层厚度在250600mm的砂质页岩、厚层页岩、粉砂岩、 泥质石灰岩等，岩层力学强度较大，有些岩层虽受到一系列裂隙所切割，但局部较完整，仍属中等稳定型。初次垮落步距一般为915（18）m。 这类顶板，采前勿需提前支护，但采后必须及时支护；沿工作面分段放炮落煤。 稳定（完整）顶板 分层厚度大（600mm），裂隙不发育，比较完整。这种顶板一般悬露面积大（初次垮落步距大于1518米），稳定性好，不易发生局部冒顶，如砂岩、坚硬的砂页岩等。 这类顶板采前勿需专门处理，采后也可不及时支护，可沿工作面全段放炮落煤。 （3）老顶（基本顶）：直接在直接顶上面、强度

15、比较大，厚度在1.5米以上，大面积暴露后才断裂冒落的岩层。 老顶又指运动时采场矿压显现有明显影响的传递岩梁的总合。它由明显影响采场矿压显现的一组或几组“传递岩梁”组成（该岩梁在工作面推进中能始终保持向煤壁前方和老塘矸石上传递作用力）。 常见的老顶岩层有砂岩、石灰岩、砂砾岩等。 老顶的失稳和来压不仅对直接顶的稳定性有直接影响，而且对支护强度、支架具备的可缩量以及选择采空区处理方法等，都起着决定性作用。 在采用全部垮落法的工作面中，在相同采高时，一般情况下老顶对工作面矿压显现的影响，主要取决于老顶离煤层的距离、冒落的直接顶充填原来由直接顶和煤层所占空间的程度。老顶距煤层越远，采高越小，则老顶来压越

16、不明显。 通常，把直接顶厚度M与采高h之比N（NM/h）作为衡量老顶对矿压显现影响程度的指标，也是老顶分级的重要指标。 一般认为： 级基本顶，N5，称无周期来压或周期来压不明显的顶板，这时老顶的垮落与错动对工作面的支架无多大影响。 级基本顶，2N5，为有周期来压顶板，老顶的失稳对工作面支架有较为严重的影响。 级老顶，N2，甚至没有直接顶，为周期来压严重的顶板，这时老顶悬露与垮落都将对工作面支架有严重的影响。 级老顶，即特别坚硬，又无直接顶，这时常出现采空区内顶板上万平方米不冒落，当其垮落时，常形成暴风，顶板沿工作面煤壁切落，造成重大事故。 老顶无明显周期来压 三种情形：一是老顶岩梁强度低，初次

17、来压步距25m，周期来压步距小于8m；其二是厚煤层下分层开采；三是冒高大，充填效果好，允许老顶运动空间小。（N35） 老顶周期来压明显 （N 0.335） 老顶初次来压步距一般为2545m，周期来压步距为815m，组成老顶岩梁数目一般12个。坚硬岩梁位于上方时，须避免坚硬岩梁对对下位岩梁产生动压冲击。 老顶周期来压强烈 组成这类老顶岩梁多为厚层砂岩、中粒石英砂岩等，强度高，初次来压步距45m，老顶为一个或多个岩梁组成。日常顶板管理中，必须进行来压及顶底板情况的预测预报。 顶板管理主要是管好直接顶和老顶。当直接底过于软弱时，会给顶板管理带来一定的困难。 2、上覆岩层运动形成的三种力 （1）矿山压

18、力 煤（岩）体采出以后，形成采动空间，围岩就要向采动空间运动（变形和位移）。这种采动后存在于围岩之中（围岩内部 应力）又促使围岩运动（作用于围岩边界上的外力）的力叫做矿山压力。 矿山压力的形成是由于采动引起的，采动引起矿山压力的存在是绝对的。 在矿山压力作用下，围岩发生运动（包括两帮、顶板和底板位移、变形和破坏），以及由此产生的支架受力或变形等明显的压力现象叫矿山压力显现。 例如：顶板下沉、垮落，底板隆起，片帮；支架变形和折损等。 矿山压力显现是矿山压力作用的结果和外部表现，是相对的、有条件的。存在矿山压力不一定有明显显现。如围岩因承受压力大小、自身强度、受力状态不同而运动发展程度不同；支架受

19、力与变形 程度也与支架的力学性质、支架对围岩运动的抵抗程度以及围岩来压时间和支架所处地点有关。 衡量矿压显现程度的指标： 顶板下沉量：指煤壁到采空区边缘裸露的顶底板的相对移近量。 实际测定是在回采工作面煤壁刚刚悬露的顶板处设置测杆。 顶板下沉速度：指单位时间内的顶底板移近量，该指标反映顶板活动的剧烈 程度。 支柱变形与折损。随着顶板的下沉，采煤工作面支柱受载也逐渐增加，柱帽变形和支柱折损多少。 顶板破碎情况。常以单位面积中冒落顶板面积所占的百分数表示顶板破碎情况。 局部冒顶：工作面出现的局部塌落。 采煤工作面顶板沿煤壁切落（大面积冒顶）。 此外，还有煤壁片帮、支柱插入底板、底鼓等一系列反映矿压

20、显现的现象。 采煤工作面矿压显现的基本规律： 直接顶的垮落：常指冒高为11.5米、范围超过工作面全长一半的冒落。自开切眼起，直接顶的第一次垮落叫直接顶初次垮落。此时工作面煤壁至开切眼的距离称作直接顶初次垮落步距。直接顶初次垮落步距 一般为620米。 直接顶初次垮落以后，随着工作面不断向前推进，新暴露出的顶板要及时支护，工作面采空侧的支柱要不断回撤，直接顶将不断垮落，这一过程叫回柱放顶。 老顶初次来压： 当老顶第一次悬露达到极限跨距，发生失稳断裂而产生的工作面顶板大规模来压，称为老顶的初次来压。老顶初次来压一般比较突然。 老顶初次垮落时，工作面煤壁距开切眼的距离（由开切眼到初次来压时工作面推进的

21、距离）叫做老顶的初次来压步距。 一般为2035米，有的矿区可达到5070m，甚至更大。 老顶初次来压实现之后的模型 老顶的周期来压： 老顶初次来压后，随着工作面的继续推进，老顶岩梁周期性折断下沉，工作面周期性地出现顶板下沉加快，下沉量变大，支柱载荷普遍增加，煤壁可能严重片帮，支柱折断，以及顶板台阶下沉等来压现象，叫做老顶的周期来压。 老顶岩梁周期折断的距离叫做老顶周期来压步距，一般为老顶初次来压步距的1/4 1/2。 （2）支承压力 巷道开掘后在其周边会形成应力集中，集中系数介于23之间。 作用于采场四周煤（岩）体上垂直方向上的压力称为支承压力。即在煤层内开掘开切眼或进行回采而形成的垂直方向上

22、的集中应力（它是矿山压力的组成部分）。 煤体边缘在支承压力作用下，按其变形特征可分为以下四个区域： 小于原岩应力的松弛区（减压区）。松弛区的宽度视煤层厚度、煤质软硬及围岩性质而不同，一般在5m以内。 应力升高的塑性变形区（增压区）。塑性变形区的宽度取决于开采深度、回采引起的支承压力集中系数、煤层厚度和煤质软硬等因素，并随着工作面推进和采动影响时间的延续而发展，一般为512m。 弹性变形区。弹性变形区是由最大压力逐渐过渡到压力稳定的区段，其范围可由2025m 变化至3540m。 原岩应力区（稳压区）。再进一步深入煤体， 支承压力受采动影响极小，甚至可忽略不计，一般视为处于原岩应力状态。 支承压力

23、对开采煤层、顶底板、相邻 煤层及其应力范围内的岩层都会产生很大影响。通常，支承压力会引起底鼓、片帮、冒顶等（支承压力显现）。在开采煤层群时，支承压力的影响更大。在时间和空间上，支承压力的显现和变化非常复杂。如何根据工作面的围岩和开采条件，研究支承压力，选择合理的巷道布置（位置、时间）和支护方式，是顶板管理的重要内容之一。 （3）顶板压力 顶板压力是指由顶板重量或下沉等原因，在支架上反映出来的力。 工作面支架的工作阻力是用来对付顶板压力的。如果支架不让顶板下沉，则顶板压力有时会很大很大，既不经济也不可能；因此支架除了必须具备一定的支撑能力外，还必须有一定的可缩性，以适应顶板的下沉。 目前较普遍用

24、经验法来确定顶板压力，即顶板压力P为4至8倍采高岩重： P（48）Mr 吨/米 式中：M煤层采高，米 r 顶板平均容重，吨/米 应用此公式要考虑直接顶的厚度，直接顶 厚时取小的系数，直接顶薄时取大的系数。顶板压力的大小还与采用的采空区处理方法有关系，用充填法或缓慢下沉法时比用垮落法时小。 （4）支柱的初撑力、有效支撑力 支柱的初撑力是指支柱对顶底板的主动支撑力。如人工打紧支柱（摩擦式） 一般为200公斤，丝杆升柱器一般为800 公斤，液压升柱器（液压枪）为35吨。主动预紧力，用来增加顶板层间接触应力防止顶板过早离层。 有效支撑力是指支柱在支护期间，即顶板下沉期间支柱的实际工作阻力。 3. 顶板

25、管理技术简介 随着工作面的不断推进，顶板暴露面积不断扩大。为了控制采场矿山压力和顶底板围岩移动，必须进行安全可靠且经济合理的支护。对其余那部分不需要的采空区，也必须进行及时处理，以减轻顶板对工作面的压力。因此，回采工作面的支护和采空区处理是顶板管理的主要内容。 一、适用矿山压力控制技术 回采工作面顶板控制设计（思路） 1、回采工作面顶板信息采集和分析 强度、厚度、裂隙情况，来压情况 2、支架工作特性及实际支撑能力分析 木支护各向异性：纵向比横向刚性大，可缩量小； 单体液压支柱初撑力大，恒阻 3、单体支柱工作面顶板控制设计 （1）顶板处理方法选择 全部垮落法、顶板强度弱化法（深孔爆破强制放顶、顶

26、板预注水软化）、采空区充填法、刀柱式管理、缓慢下沉 （2）支架设计工作状态的确定 支架对顶板可处于“给定变形”和“限定变形”两种工作状态。 如：对直接顶采用“定载荷”设计工作状态，即要求支架能完全承担住直接顶运动时的作用力，保证直接顶与老顶岩梁之间不离层。 又如：老顶为单一岩梁，若其运动使工作面内的最大顶板下沉量比较小时，应对岩梁运动采取“让”的“给定变形”工作状态； 如果老顶运动使顶板最大下沉量比较大时，若不限制岩梁运动，则工作面支架会因活柱缩量超限而被压死，直接顶会因下沉过大加剧破碎，工作面可能会出现动压冲击，在这种顶板条件下，应对岩梁运动采取“限定变形”工作状态设计。 （老顶为两个岩梁的

27、见下图） 支架工作状态设计是决定控制顶板效果的关键。 要求：工作面上位岩梁在工作面上前方裂断前，下位岩梁应 处于 “贴紧状态” （安全阻力原则） 下位岩梁来压完成后支架不被压死 （安全缩量原则） （3）控顶距的选择 正确选择控顶距是控顶区内顶板维护状况的核心问题。控顶距大小除首先满足行人、运输和通风要求外，还需考虑： 控顶方式的影响：若支架按“给定变形”状态工作，支架主要承担直接顶重量，这时应缩小控顶距，以减小直接顶对支架的作用力。若按“限定变形”则适当加大控顶距，使支护反力合力点后移（向老塘移），提高对老顶运动控制效果。 对于支柱初撑力较低的工作面，直接顶放顶期间适当加大控顶距，有利于提高控

28、顶效果。 直接顶稳定状况的影响：控顶距大小的选择取决于直接顶的稳定状况。 直接顶比较松软，分层厚度小，或开采厚煤层下分层时，应缩小控顶距，提高对靠近煤壁端面顶板的支撑能力；直接顶较坚硬，应适当加大控顶距（最大控顶距45.5m），在靠老塘排加密集支柱，有利于直接顶在采空区内冒落。 （4）支护选择（包括支柱的特性参数、支护方式等） 主要取决于工作面上复顶板岩层的运动形式、运动幅度、稳定状况以及支架对顶板运动所采取的工作状态。 支柱类型：其工作特性应与支架控顶状态相协调。在“给定变形”状态下，支柱的可缩量应大于控顶区内最末排处的最大顶板下沉量；在“限定变形”状态下，应提高支柱初撑力和工作阻力，以有效

29、限制控顶区上方直接顶与老顶间的离层，促使悬顶在控顶区后方裂断垮落。 木支护对管理来压比较明显的工作面顶板是极不利的。 支护方式：以直接顶的稳定状况为依据。 直接顶完整、不受裂隙切割可带帽点柱； 直接顶中等稳定及以下时可棚子支护； 直接顶强度较高、悬顶周期性裂断时应选用密集切顶支护。 （5）合理支护密度计算 n = PT / RT 棵/m PT 合理支护强度，吨/ m RT 支架在工作面的实际支撑能力， 吨/棵 确定各类顶板的合理支护强度 对一般类型顶板（直接顶和老顶同时存在），支护设计必须同时满足对直接顶和老顶的控制要求。 A、按直接顶第一次垮落步距估算所需支护强度； B、按老顶初次来压估算所

30、需支护强度； C、按正常推进阶段估算所需支护强度。 步骤： A、提高实测取得下列参数： 老顶来压前夕支架承载值MPa，老顶来压完成时刻最大承载值，老顶来压前夕顶板下沉量mm，老顶来压结束时最大顶板下沉量； B、确定直接顶厚度（可采用经验估计或利用冒高公式推算）、老顶岩梁数目及各岩梁厚度（结合钻孔确定）； C、确定位态常数KA（或K0）； D、写出位态方程； E、根据控顶要求，结合具体顶板条件，利用位态方程计算合理支护强度。 支架在井下的实际支撑能力 支柱在支护过程中的实际支撑能力，是指把顶板控制在要求的“位态”（以最大控顶距处的沉量表示）时， 所有支柱能够达到的工作阻力平均值。由于受直接顶底板

31、抗压入强度（如钻底）、辅助支护结构压缩（如柱帽）、支设质量（如支柱漏液、初撑力小、升柱时间不足），支柱承载不均等因素影响，支柱有效支撑能力远比支柱额定工作阻力（单体支柱一般都在30吨左右）小。 一般建议考虑系数：木支护为6070，微增阻支柱6575，恒增阻（单体液压支柱）8090。 二、顶板事故防治技术 （一）常见的顶板事故 1、漏垮型冒顶：已破碎的顶板没有得到有效支护而冒落导致的冒顶。包括局部漏冒型冒顶，大面积漏冒型冒顶等。 局部冒顶事故的原因及实现条件分析： 原因：未及时支护已破坏的直接顶板发生冒落。 实现条件： 存在破碎、复合顶板；存在内应力场；未及时支护。 发生时间及地点：采煤过程中，

32、特别是爆破后出煤；单体支柱工作面回柱放顶过程中。 2、推垮型冒顶 由平行于层面方向 的顶板力推倒采煤工作面支架而导致的冒顶。 包括复合顶板推垮型冒顶；金属网下推垮型冒顶；采空区冒矸冲入采煤工作面的推垮型冒顶。 推垮型事故分析： 原因 a.直接顶离层，沿工作面断裂； b.支护初撑力不足，方式不合理。 实现条件 游离“自由六面体”的形成且支撑结构不稳 a.特别当煤层倾角较大时； b.顶板离层； 表现在产生一定的顶底板移近量 c.顶板裂断来压； D.倾斜方向断层切割，下方发生局部冒顶； E.支护结构不稳。如不顺山势、无支架稳定性措施 发生时间及地点 直接顶板第一次裂断或周期性裂断时刻。直接顶运动引起

33、推垮型顶板事故发生原因及实现条件分析 3、压垮型冒顶 由垂直于层面方向 的顶板力压坏采煤面支架而导致的冒顶。 包括老顶来压时的压垮型冒顶，厚层 难冒顶板大面积冒顶，直接顶导致的压垮型冒顶。 此外，也有可能出现综合型冒顶。 压垮型事故分析： 原因 a.支护阻抗力不足 b.支护缩量不够 实现条件 a.老顶来压前，直接顶或下位岩梁离层 （支护阻抗力不足） b.老顶沿煤壁切断（在内应力场支承） c.老顶来压冲击 发生时间及地点 坚硬上位岩梁裂断来压时刻压垮型顶板事故发生原因及实现条件分析回采工作面顶板事故分类小范围局部冒顶大 面 积 切 顶直 接 顶 破 碎直 接 顶 运 动老 顶 运 动推 垮 型压

34、 垮 型采煤过程中事故放顶过程中事故沿 倾 斜 方 向向 煤 壁 方 向向 老 塘 方 向向 煤 壁 方 向向 老 塘 方 向冲击推垮型（砸垮型）压 垮 型 （二）控制顶板的“三字”支护要诀 支、护、稳 1、支得起。 就是要求支架在工作全过程中能够支 撑住顶板所施加的压力，这里包括支撑力和可缩量两方面。如果支架支撑力不够，支撑不了顶板压力而被损坏，就无法再支撑顶板；如果支架可缩量不够，适应不了顶板下沉而被损坏，也无法再支撑顶板，从而导致压冒型冒顶。 老顶来压时，顶板施加在支架上的压力比平时大得多，顶板下沉量也比平时大，因此，支得起主要是对直接顶而言，而对老顶，要利用支架的可缩量来适应。单体液压

35、支柱和微增阻式摩擦金属支柱的可缩量大，只要选型合理和密度合适，一般就能支得起顶板。木支柱由于可缩量太小，不能适应老顶来压时顶板下沉量大而被破坏（集中载荷大的支柱首先被压断，然后载荷转移，各个击破），从而失去对顶板的支撑能力（直径16cm以上的木支柱，其最大工作阻力也可达到350kN以上，支撑力并不比单体摩擦金属支柱低）。因此，使用木支架的工作面，当老顶来压，要特别注意防止工作面被压垮的问题。 2、护的好 所谓护得好，一方面要求采煤工作面 支架能控制住采煤工作面的顶板使其一点都不冒落；另一方面应保证回柱工人在有支护的地点进行工作，既护顶又护人。 如果护不好，则可能发生漏冒型冒顶。直接顶破碎的煤层

36、，以及靠煤壁附近、工作面上下出口、断层破碎带附近，应特别注意漏冒问题。 当采用单体支架时，对完整的直接顶使用戴帽顶柱即可； 对中等稳定的直接顶，应使用棚子（顶梁应垂直裂隙布置）； 对破碎的直接顶，则顶梁上要加背板，甚至要背严； 对于特别破碎的直接顶，用炮采时还需要掏梁窝超前支护。 3、稳得住 所谓稳得住，就是要求采面支架具有 抵抗来自层面方向推力的能力。一旦顶板要沿层面方向运动或旋转，支架能抵抗得住，不至于被推垮。通常，煤层倾角越大，对支架稳定性的要求也越高。稳得住主要是针对直接顶的，也有针对老顶的。如果稳不住，则可能导致推冒型冒顶。提高支架的初撑力，防止下位岩层与上位岩层离层，是实现“稳得住

37、”的重要措施。 以下几种情况，要特别注意支架的稳定性： 复合型顶板，且煤层倾角又较大。 顶板中存在由断层、裂隙、层理等切割而形成的大块游离岩块，回柱后游离岩块就会旋转，从而推倒采煤工作面支架导致冒顶。 在金属网假顶下回柱放顶时，若网上有大块游离岩块。 当老顶急剧下沉时，可能迫使直接顶推倒采煤面支架而冒顶。在断层带附近也有类似情况。 4、从不同的煤层顶板条件和倾角条件考虑支、护、稳 当老顶来压比较强烈、直接顶很完整、煤层倾角又很小时，注意考虑支得起问题。 对于来压不明显，直接顶比较破碎、煤层倾角又不大时，注意考虑护好直接顶。 当老顶来压比较强烈，直接顶比较 破碎，煤层倾角又很小时，既要考虑支，又

38、要考虑护。 当老顶来压比较强烈，直接顶比较破碎，煤层倾角又比较大时，则对采煤面支架的支、护、稳都要考虑。 5、从采煤工作面中的不同地点考虑 三者要求。 靠煤壁附近的空间应特别注意护。 放顶线附近应特别注意支与稳。 对上下出口处同时要注意支、护、稳。 4. 我省煤矿顶板管理实践 防治顶板事故是一项系统工程 、巷道布置和采煤方法的改革 、全面推行支护改革 发展支护（1）岩石巷道： 光面爆破锚喷网（2）回采巷道：三局一矿1988年U型钢可缩支架为，90年33344架，支护20244米，另金属棚73826米（3）软岩巷道和压力大的巷道：先柔（可缩）后刚（4）回采工作面：三局一矿1985年末139个回采

39、面，单体油柱个，摩支53个，木支84个；91年末140个面，单体油柱116个，在籍油柱118600根。 、矿压观测，老顶来压预测预报 、技术管理，规范作业规程的编制，作业规程竞赛评比、开展质量标准化工作：工程质量、支护质量、工作质量旅馆化宿舍花园式矿山，和工资、奖励挂钩、职工培训、班前会教育和交接班制度、技术比武技术能手技术等级、现场检查 谢 谢 ！ 三、掘进巷道的顶板控制技术 采掘工作面是在地下移动的工作空间。随着采掘工作面的推进，工作面上覆岩层发生变形和移动，采场应力重新分布。为了保证工作面作业的安全，必须对周围围岩进行支护，对工作面采动以后所形成的矿山压力加以控制。如何根据工作面的围岩和

40、开采条件，研究支承压力，选择合理的巷道布置和支护方式，是顶板管理的重要内容之一。 1、“支架围岩”原理 从力学性质看，岩石兼有弹性和塑性。开掘巷道后，如果岩石还处在弹性变形或塑性变形阶段，而没有被破坏的时候，本身还能承载，并和巷道支架一起来维护所需要的巷道空间，这就是所谓的巷道围岩与支架共同承载。在“支架围岩”力学平衡系统中，围岩通常承受着大部分的岩层压力，而支架却只承担其中的一小部分。 因此，只靠支架的支撑力，欲使巷道 围岩一点也不向巷道空间挤压，既不经济也不可能。巷道支架必须有一定可缩性，允许围岩有一定变形而减轻支架所受的力，同时支架还必须有一的支撑力，使围岩不至于破坏，以充分利用围岩的承

41、载能力。当然，支架可缩性的大小，应因情况而异。如果巷道围岩只处在弹性变形阶段，不需要支架有多大的可缩性；如果巷道围岩比较软弱，塑性变形量较大，就需要可缩性比较大的支架。 2、巷道围岩对巷道维护的影响 在坚硬的岩石中开掘巷道，由于岩石本身处在弹性变形阶段，承载能力大，支架所受的力很小，甚至可以不用支架支护。 在软弱的岩石中开掘巷道，由于岩石多处在塑性变形阶段，会不断向巷道空间挤压，本身承载能力又不大，因此支架受力就比较大。 如果巷道周围岩石已经破坏，本身无承载能力，需要靠支护抵抗全部因围岩破坏、松脱而形成的挤压力，则支架受力将很大，巷道维护困难。 由于巷道围岩岩性的不均一性，构造应力的复杂性，有

42、些巷道顶压大，有些巷道侧压大，有些巷道还有底鼓现象，还可能是上述几种压力的组合。 因此，支架还必须适应不同的情况，既要有足够的支撑力，又要有适宜的可缩性，即“刚柔”并存，“柔刚”适度。 3、选择巷道支护的基本思路 合理的支护方式应充分利用围岩的自承力，既经济又可靠。 要在保证安全的前提下合理利用围岩的自承力。 为了利用围岩的自承力，就要允许围岩产生某种变形，这种变形会使围岩中的能量得到一定释放，产生适当的“卸载作用”，这将有利于减少支架承载。同时，这种变形又应当是有限制的，不能允许它发展到有害或危险的程度。 合理利用围岩的自承力的途径是使支架与围岩在相互约束的状态下共同承载。 为充分利用围岩的自承力，同时又要保证不导致围岩松动破坏，可行的办法之一就是使巷道支架向围岩提供一定的阻力，使得围岩在承受一定支架阻力的条件下有限制地向巷道空间内变形（受控变形）；与此同时，支架本身也将受到围岩抗力的作用而产生一定的变形。 即：巷道支架可以起到调节与控制围岩变形的作用，但它应在围岩松动和破坏以前安设，以便使支架在围岩尚保持自承能力的情况下与围岩共同承载，而不是等围岩已发生松散、