煤矿近距离煤层开采顶板控制措施

1、 *8*煤业集团有限公司安全技术措施二O二一年一月一日TOC o 1-5 h z HYPERLINK l bookmark4 o Current Document 1概况3 HYPERLINK l bookmark6 o Current Document 1.1矿井概况3 HYPERLINK l bookmark8 o Current Document 1.2位置、范围3 HYPERLINK l bookmark10 o Current Document 1.3煤层顶底板赋存特征3 HYPERLINK l bookmark12 o Current Document 1.4地质构造情况3 HYP

2、ERLINK l bookmark14 o Current Document 1.5水文地质情况3 HYPERLINK l bookmark16 o Current Document 1.6瓦斯、火、煤层情况4 HYPERLINK l bookmark18 o Current Document 1.7上部煤层开采情况4 HYPERLINK l bookmark20 o Current Document 2围岩控制与锚杆支护原理4 HYPERLINK l bookmark22 o Current Document 2.1下煤层巷道矿压特征4 HYPERLINK l bookmark28 o Cu

3、rrent Document 2.21工作面锚杆支护计算6 HYPERLINK l bookmark52 o Current Document 3巷道支护8 HYPERLINK l bookmark54 o Current Document 3.1顺槽支护方案及参数8 HYPERLINK l bookmark56 o Current Document 3.2切眼支护方案及参数11 HYPERLINK l bookmark58 o Current Document 4安全技术措施14 概况矿井概况*8*煤业集团有限公司位于*位置、范围下层煤第一个工作面为*工作面，现以第一个工作面进行说明。*工作

4、面为9号煤首采面，东为一采区3条下山，西为井田边界，上覆*采空工作面，间距为6m左右。该工作面埋深352394m，长171m，推进长度786m。采煤方法为综采一次采全高。煤层顶底板赋存特征9号煤层顶底板岩性综合柱状。煤层位于太原组中段底部，上距8号煤层6.207.05m，平均6.54m。煤层厚度4.20m，煤层结构简单，含夹矸1层，为全区稳定可采煤层。煤层顶板岩性为砂质泥岩、粉砂岩、泥岩；底板岩性为砂岩、泥岩。地质构造情况*工作面位于华北板块鄂尔多斯板内拗陷带鄂尔多斯东缘板拗柳林鼻状块凸东部，受区域构造影响，本工作面总体上为一走向北东南西，倾向北西的单斜构造，在此基础上伴随宽缓的波状褶曲，地层

5、比较平缓，倾角为-5+3。预计本工作面内无褶曲、大断层及陷落柱，无岩浆岩侵入现象。采区地质构造类型属简单类。水文地质情况（1）9号煤层顶板上覆第四系和上伏第三系松散岩性孔隙含水层、二叠系*组和上、下统石盒子组砂岩裂隙含水，石碳系上统太原组灰岩含水层，其中第四系和上伏第三系松散岩性孔隙含水层、二叠系*组和上、下统石盒子组砂岩裂隙含水层富水性弱，靠大气降水补给，对巷道掘进影响较小；灰岩含水层岩溶裂隙较发育，富水性中等，预计掘进*回采巷道过程中会有少量顶板淋水。（2）*回采巷道对应地面位置为山谷，无大的水体，盖山厚度为352394m左右，煤层上覆砂岩含水层受大气降水补充，对掘进无影响。（3）9号煤层

6、上距8号煤层间距约47m,*工作面对应的8号煤层*采空工作面，掘进前需提前探放采空积水，掘进期间如有异常情况，立即停止作业采取措施。（4）*工作面本煤层周边无采空区,无地质钻孔。瓦斯、火、煤层情况*省地质矿产研究院2014年3月编制的*8*煤业集团有限公司8#、9#煤层矿井瓦斯涌出量预测报告,根据*省煤炭工程项目咨询评审中心晋煤咨评安字201488号文“关于*8*煤业集团有限公司8#、9#煤层矿井瓦斯涌出量预测报告评审意见书”,8*煤业在生产能力为150万t/a的情况下,开采9#煤层时,矿井最大绝对瓦斯涌出量为12.44m3/min,最大相对瓦斯涌出量为3.94m3/t,回采工作面最大绝对瓦斯

7、涌出量为3.77m3/min,掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量为1.71m3/min。上部煤层开采情况*工作面上覆对应的为8号煤层*工作面,且已采空,*回采巷道内错*回采巷道2035m。围岩控制与锚杆支护原理下煤层巷道矿压特征*工作面回采巷道,沿9号煤层底板掘进留顶煤掘进,9号煤层平均厚度4.55m,根据矿方提供资料内生裂隙比较发育,断口常多呈阶梯状和贝壳状,少数为有棱角状、眼球状。煤层中裂隙表面有黄铁矿薄膜，硬度在2度左右。煤层埋藏深度352394m左右。9号煤层顶板依次为0.2m厚泥岩，1.8m砂质泥岩，1.8m厚粉砂岩，1.6m厚砂质泥岩之上为8号煤层采空区,8、9号煤层属极近距离煤层,顶板

8、岩层节理裂隙较发育；底板为粉砂岩、细沙岩。胶带（回风）顺槽：宽4500X高3500mm；辅助运输（进风）顺槽：宽4500X高3500mm；开切眼：宽8000X高3500mm。巷帮的似内摩擦角按下式计算：0=tan-if。mm式中：f巷帮普氏系数。m巷道最大片帮深度按下式计算：9c=hxctg(45o+-m)2式中：h巷道高度，取4.2m。m；顶板不稳定岩层高度按自然平衡拱高度计算为：式中：h顶板自然平衡拱高度，ga巷道掘进宽度之半；f顶板普氏系数。d巷道顶压按下式计算：4丫Q=dx(a+c)2d3fd式中：Q巷道顶压，kN/m；dY顶板岩石容重，取26kN/m3。d巷道侧压按下式计算：Q=h(

9、Yh+2yb)-ctg2(45c2md式中：Q巷道侧压，kN/m；岩层取26kN/m3；cy巷帮煤（岩）的容重，煤层取14.4kN/m3,mb顶板自然平衡拱高度，m。根据以上各式，考虑节理裂隙影响，煤层的普氏系数f取1.3，考虑顶板节理裂隙影m响系数取顶板加权普氏系数f=1.7计算：d胶带（回风）顺槽、辅助运输（进风）顺槽：最大片帮深度约为1.2m，自然平衡拱高度为2.0m；顶压为231.9kN/m；巷帮侧压为：21.44kN/m。开切眼：最大片帮深度约为1.2m，自然平衡拱高度为2.8m；顶压为431.1kN/m；巷帮侧压为：28.9kN/m。从以上可知，9号煤层切眼顶板浅部岩层层理裂隙，易

10、导致顶板离层、裂隙扩张或剪切滑移、断裂等不利现象。两帮岩性鉴于裂隙体与破碎体之间，裂隙体与破碎体组成的两帮易发生片帮、垮帮现象。片帮、垮帮等现象的发生，会削弱两帮对顶板的支撑作用，使巷道有效跨度增大、顶板岩层变形加剧。最终形成“顶板弯曲变形f顶板裂隙扩张或剪切滑移f两帮挤压破碎f片帮、垮帮f两帮对顶板支撑减弱f顶板裂隙扩张加剧f两帮破坏加剧”的恶性循环过程。随着时间的延伸，顶板中还可能形成拱形破碎区，使围岩中的载荷体范围扩大。工作面锚杆支护计算一、顶板锚杆(索)支护参数计算根据顶板层状、块状不连续性岩性特征，顶板锚杆支护宜采用挤压加固理论、组合梁理论和悬吊理论相结合的方式进行。即通过锚杆支护使

11、顶板形成锚固梁、组合梁，并通过锚索确保能将顶板中潜在的拱形载荷体悬吊于深部岩层结构中。顶锚杆长度按如下方法确定:l=l+1+1。123式中：1锚杆长度；1锚固长度，三0.3m；1锚杆有效长度，m；l锚杆外露123长度，取0.1m。则顶锚杆长度应不小于2.4m。考虑外露端，锚杆长度应大于锚杆间距的两倍参数取值，故顶锚杆取间排距不大于1.0m为宜。并采用锚索补强。顺槽锚索参数：根据每根锚索悬吊载荷大小确定锚索间距(a)与排距(b)，取每排布置一根锚索，则锚索悬吊载荷(G=b-Q=231.9b)等于锚索的锚固力(Q)。在考虑安全系数(K)d的情况下：QKx231.9式中：b锚索排距，m；Q锚索的锚固

12、力，取3OOkN。安全系数K=2.0,计算得b=300=0.65m；2x231.9可见，顶板采用锚索补强，顶锚索排距小于1.0m时，每排布置1.5根锚索，锚索排距2.0m时，每排不小于3根锚索，安全系数大于2。切眼锚索参数：根据每根锚索悬吊载荷大小确定锚索间距(a)与排距(b)，取每排布置一根锚索，则锚索悬吊载荷(G二b-Q二431.1b)等于锚索的锚固力(Q)。在考虑安全系数(K)d的情况下：QKx431.1式中：b锚索排距，m；Q锚索的锚固力，取300kN。 3 安全系数耳6,计算得b-為I-43m可见，切眼顶板采用锚索补强，顶锚索排距小于1.0m时，每排布置2.3根锚索，切眼锚索排距2.

13、0m时，每排不小于5根锚索，安全系数大于1.5。锚索长度确定：锚索要求锚固到顶板稳定岩层之上，根据综合柱状，顶板依次为0.2m厚泥岩，1.8m砂质泥岩，1.8m厚粉砂岩，1.6m厚砂质泥岩，考虑巷道留有1m左右顶煤,巷道顶板与上方8号煤层采空区距离为6.4m左右，考虑锚索外露端，锚索长度应在5.36.3m，可根据现场窥视，长度不宜小于5.3m。二、两帮锚杆支护参数计算根据裂隙体及破碎体的岩性特征，两帮锚杆支护宜采用挤压加固、整体锚固方式。即通过锚、网支护使两帮中形成具有一定承载能力的挤压加固墙；还可将两帮顶、底角的锚杆倾斜布置，使顶、帮锚固体及底板形成整体承载结构，从而减小两帮位移，增强锚固体

14、对深部岩体的约束作用。两帮锚杆支护参数顺槽：根据每根帮锚杆抵抗的侧压载荷大小确定锚杆间距(a)与排距(b)。取a=b即侧压载荷(G-a2Q/3.5-a2x21.44十3.5-6.125a2)等于锚杆的锚固力(Q)。在考虑了安全系数c(K)的情况下:QKx6.125式中：a锚杆间距，m；Q帮锚杆的锚固力，取50kN。锚杆安全系数K=2.0，计算得a-2.0m；2x6.125可见，巷帮锚杆间排距小于2.0m，安全系数大于2。帮锚杆长度按如下方法确定：l-l+1+1123式中：l锚杆长度；11一锚固长度，0.6m；12锚杆围岩中非锚固段长度，m；1锚杆外露长度，取0.1m。锚杆围岩中非锚固段长度按巷

15、道最大片帮深度1.2m确定，则帮锚杆长度应大于1.9m,帮锚杆长度取2.0m，根据锚杆群作用机理，为了在围岩中形成一定厚度的挤压拱，发挥锚杆的加固和组合作用，使巷帮形成整体的柔性支护结构，阻止岩体的初步变形与破坏，提高围岩的完整性和稳定性，巷帮锚杆长度应大于锚杆间距的两倍参数取值，帮锚杆间距小于1.0m为宜，设计时结合巷道断面具体尺寸进行。切眼帮：根据每根帮锚杆抵抗的侧压载荷大小确定锚杆间距(a)与排距(b)。取a=b即侧压载荷(G二a2Q/3.5二a2x28.9-3.5二8.3a2)等于锚杆的锚固力(Q)。在考虑了安全系数c(K)的情况下：式中：a锚杆间距，m；Q帮锚杆的锚固力，取50kN。

16、锚杆安全系数K=2.0,计算得a二島-l73m；可见，巷帮锚杆间排距小于1.7m，安全系数大于2。帮锚杆长度按如下方法确定：l二l+1+1123式中：l锚杆长度；11一锚固长度，0.6m；12锚杆围岩中非锚固段长度，m；1锚杆外露长度，取0.1m。3锚杆围岩中非锚固段长度按巷道最大片帮深度1.2m确定,则帮锚杆长度应大于1.9m，帮锚杆长度取2.0m，根据锚杆群作用机理，为了在围岩中形成一定厚度的挤压拱，发挥锚杆的加固和组合作用，使巷帮形成整体的柔性支护结构，阻止岩体的初步变形与破坏，提高围岩的完整性和稳定性，巷帮锚杆长度应大于锚杆间距的两倍参数取值，帮锚杆间距小于1.0m为宜。巷道支护3.1

17、顺槽支护方案及参数胶带（运输）顺槽和辅助运输（辅运）顺槽沿9号煤层底板掘进，设计巷道断面为矩形断面，宽为4.5m（辅运顺槽）宽为4.8m（运输顺槽），高为3.5m。支护方案为：锚杆+金属网+钢筋梁+锚索补强联合支护。（一）顶板支护（1）顶板锚杆支护参数顶锚杆形式和规格：采用杆体为22mm左旋无纵筋螺纹钢筋，长度为2400mm，杆尾螺纹M24,型号为22-M24-2400。锚杆锚固方式：树脂加长锚固，采用两支锚固剂，一支规格为K2340，另一支规格为CK2340，钻孔直径为28mm，锚固长度为1.7m。锚杆布置:每排6根锚杆，间排距800mmX900mm,靠近帮上的一根顶锚杆距巷帮250mm。锚

18、杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度与垂线成15，其余与顶板垂直。顶锚杆预紧力矩：300Nm。顶锚杆锚固力：不低于120kN。托板：托盘采用拱型高强度托盘，钢材为Q235，尺寸规格为150mmX150mmX10mm的拱形托盘，拱高不得小于36mm。锚杆配套的球形垫及阻尼垫圈必须齐全。钢筋网规格：6.5mm钢筋网片，网孔规格100mmX100mm,网片规格2000mmX1000mm，网片搭接不少于100mm，每隔200mm使用16#绑丝绑扎一道，每道不少于3圈。W型钢带规格：钢带采用厚度3mm，宽度160mm，长度4300mm，眼距800mm。（或采用钢筋托梁，钢筋托梁采用14圆钢焊接而成，宽度1

19、00mm，长度4300mm，眼距800mm，6孔钢筋托梁，在安装锚杆的位置焊接上两道纵筋，以便安装锚杆。）（2）顶板锚索形式和规格：锚索形式和规格：采用17.8mm的低松弛预应力钢绞线，长度为6300mm，最短长度不小于5.3m。锚索锚固方式：树脂加长锚固，采用三支锚固剂，一支规格为CK2340（在孔底），三支规格为K2340，钻孔直径为28mm，锚固长度为1.75m。锚索布置：每排3根锚索，间排距1200mmX1800mm。锚索垂直巷道顶板，距帮1050mm。锚索预紧力：150kN。锚索锚固力：大于300kN。锚索托盘：采用300mmX300mmX16mm高强度可调心托板及配套锁具。托板钢号

20、不低于Q235，拱高不低于60mm。保证其承载力部小于锚索的破断载荷。（二）巷帮支护锚杆形式和规格：采用杆体为20mm左旋无纵筋螺纹钢筋，长度为2000mm，杆尾螺纹M24，型号为20-M22-2000。锚杆锚固方式：树脂加长锚固，采用两支锚固剂，一支规格为K2340,另一支规格为CK2340，钻孔直径为28mm，锚固长度为1.3m。锚杆布置：每排每帮5根锚杆，间排距800mmX900mm，靠近顶的一根顶锚杆距顶板150mm，起锚高度150mm。锚杆角度：靠近顶底板的锚杆安设角度与水平成15，其余与巷帮垂直。帮锚杆预紧力矩：300Nm。帮锚杆锚固力：不低于100kN。托板：托盘采用拱型高强度托

21、盘，钢材为Q235，尺寸规格为150mmX150mmX10mm的拱形托盘，拱高不得小于36mm。锚杆配套的球形垫及阻尼垫圈必须齐全。钢筋网规格：4.0mm钢筋网片，网孔规格100mmX100mm,网片规格2000mmX1000mm，网片搭接不少于100mm，每隔200mm使用16#绑丝绑扎一道，每道不少于3圈。W型钢带规格：钢带采用厚度3mm，宽度160mm，长度3300mm（或两个1.8m），眼距800mm。（或采用钢筋托梁，钢筋托梁采用14圆钢焊接而成，宽度100mm，长度3300mm，眼距800mm，在安装锚杆的位置焊接上两道纵筋，以便安装锚杆。）表*工作面顺槽支护材料表名称材料规格顶锚

22、杆锚杆高强左旋螺纹钢筋22-M24-2400托盘拱型高强度托盘配合球形垫和减阻尼龙垫圈150X150X10mm锚固剂树脂锚固剂K2340，CK2340各一支帮锚杆锚杆高强左旋螺纹钢筋20-M22-2000托盘拱型高强度托盘配合球形垫和减阻尼龙垫圈150X150X10mm锚固剂树脂锚固剂K2335，Z2360各一支锚索锚索低松弛预应力钢绞线17.8T-5300mm托盘金属300X300X16mm锚固剂树脂锚固剂CK2340一支，K2330两支锚具金属xxM18-1860金属网顶板钢筋网6.5mm钢筋网片网孔规格100mmX100mm网片规格2000mmX1000mm两帮钢筋网4mm钢筋网片网孔规

23、格100mmX100mm网片规格2000mmX1000mm钢筋梁顶W型钢带或顶钢筋托梁W型钢带（或14钢筋托梁）钢带(3mmX160mmX4300mm)托梁(14X100mmX4300mm)帮W型钢带或帮钢筋托梁W型钢带（或14钢筋托梁）钢带(3mmX160mmX3300mm)托梁(14X100mmX3300mm)切眼支护方案及参数工作面开切眼采用矩形断面，净宽8.0m，净高3.5m，净断面28.0m2,锚杆+金属网+钢筋梁+锚索补强+单体液压支柱联合支护。顶板锚杆采用杆体为22X2400mm左旋无纵筋螺纹钢筋。锚杆锚固方式：树脂加长锚固，采用两支锚固剂，一支规格为K2340,另一支规格为CK

24、2340，钻孔直径为28mm，锚固长度为2.12m。间排距800mmX900mm，靠近老塘帮上的一根顶锚杆距巷帮250mm，且与顶板垂线成15。夹角，其余与顶板垂直。二次切掘进时为4根，间排距为800X900mm，靠近巷帮的顶锚杆距帮300mm，且与顶板垂线成15夹角，其余与顶板垂直。同排锚杆一次切与二次切间距250mm，一次切（第一排）和二次切（第一排）锚杆排间相错200mm。钢筋网规格：6.5mm钢筋网片，网孔规格100mmX100mm,网片规格2000mmX1000mm，网片搭接不少于100mm，每隔200mm使用16#绑丝绑扎一道，每道不少于3圈。W型钢带规格：钢带采用厚度3mm，宽度

25、160mm,次切长度长度4300mm,二次切长度长度2600mm，眼距800mm（或采用钢筋托梁，钢筋托梁采用14圆钢焊接而成）。顶板锚索采用17.8mm的低松弛预应力钢绞线，长度为6300mm。锚索锚固方式：树脂加长锚固，采用四支锚固剂，一支规格为CK2340（在孔底），三支规格为K2340，钻孔直径为28mm，锚固长度为2.04m。锚索布置：每排6根锚索，间排距1200mmX1800mm，距帮1600mm。即：一次切（第一排）布置3根，距巷帮1000mm；二次切布置3根，间排距1200mmX1800mm，距帮1600mm。锚索均垂直巷道顶板。临时加强支护：在距非回采工作帮3500mm处（错

26、开锚索托盘位置），顺巷打设一排单体柱大板棚（或n型钢梁）加强支护，单体柱间距为1800mm。巷帮锚杆一次切（老塘帮）采用杆体为20X2000mm左旋螺纹钢锚杆，一次切和二次切（工作面回采帮）采用20X2000mm玻璃钢锚杆。锚固方式：采用两支树脂锚固剂加长锚固，先装一支CK2340、再装一支K2340,钻孔直径为28mm，锚固长度为1.65m。锚杆布置：每排每帮5根锚杆，间排距800mmX900mm，靠近顶的一根顶锚杆距顶板150mm，起锚高度150mm。锚杆角度：靠近顶底板的锚杆安设角度与水平成15，其余与巷帮垂直。网片规格：老塘帮采用4.0mm钢筋网片，网孔规格100mmX100mm，网片

27、规格2000mmX1000mm，网片搭接不少于100mm，每隔200mm使用16#绑丝绑扎一道，每道不少于3圈。回采帮采用塑料网：网孔规格50X50mm，网片规格3500mmX2000mm。W型钢带规格：非回采帮钢带采用厚度3mm，宽度160mm，长度3300mm，眼距800mm。（或采用钢筋托梁，钢筋托梁采用14圆钢焊接而成，宽度100mm，长度3300mm，眼距800mm，在安装锚杆的位置焊接上两道纵筋，以便安装锚杆。回采帮不用钢带。施工过程中应根据巷道实际顶板岩性情况，增加锚杆、锚索的支护密度及长度，确保施工和使用安全。巷道在掘进过程中，每隔50m由地质部门负责进行1次探顶（煤）板岩性工

28、作，如遇巷道顶煤厚度、顶板岩性变化较大或地质构造比较复杂的区域，间隔距离按不超20m的要求进行1次探顶（煤）板岩性工作，及时准确掌握顶（煤）板厚度、岩性的变化情况，为确定巷道支护参数提供可靠依据，确保设计的高强度低松弛预应力锚索钢绞线锚固段锚固在顶板坚硬稳定的岩层中，必要时必须加长锚索的长度。加强对巷道顶板、侧帮的监测监控工作。如遇巷道顶板（顶煤）离层、破碎、侧壁片帮或锚杆、锚索托板和梯梁受力变形等有压力显现时，必须及时采取补打锚杆、锚索的方式或采取补架工字钢棚、U29型钢钢棚的方式加强巷道支护，确保顶板安全。表*工作面切眼支护材料表名称材料规格顶锚杆锚杆高强左旋螺纹钢筋20-M22-2400

29、托盘采用拱型高强度托盘配合球形垫和减阻尼龙垫圈150X150X10mm锚固剂树脂锚固剂K2340,CK2340各一支帮锚杆锚杆老塘帮：高强左旋螺纹钢筋回采帮：玻璃钢锚杆老塘帮：20-M22-2000mm回采帮：20-2000mm玻璃钢锚杆托盘老塘帮：拱型高强度托盘配合球形垫和减阻尼龙垫圈回米帮：玻璃钢锚杆配套托盘老塘帮：150X150X10mm回采帮：玻璃钢锚杆配套托盘。锚固剂树脂锚固剂K2340,CK2340各一支锚锚索低松弛预应力钢绞线17.8T-6300mm托盘金属300X300X16mm索锚固剂树脂锚固剂CK2340支，K2340三支锚具金属xxM18T860金属网顶板金属网顶板6.5

30、mm钢筋网片网孔规格lOOmmX100mm网片规格2000mmX1000mm两帮网老塘帮：4mm钢筋网回采帮：塑料网钢筋网：网孔100mmX100mm；网片规格2000mmX1000mm塑料网：网孔50X50mm,网片3500mmX2000mm钢筋梁顶钢带（托梁）W型钢带（或14钢筋托梁）钢带（3mmX160mm一次切长度长度4300mm,二次切长度长度2600mm；帮钢带（托梁）老塘帮：W型钢带（或14钢筋托梁）回采帮：无钢带(3mmX160mmX3300mm)托梁(14X100mmX3300mm)安全技术措施一、顶板灾害防治1、影响矿山压力显现基本因素分析煤层顶、底板9号煤层顶板岩性为砂质

31、泥岩、泥岩、粉砂岩；底板岩性为石灰岩、泥岩、砂质泥岩。构造对矿山压力显现的影响井田内一采区总体上为一走向NE-SW,倾向NW的单斜构造，地层比较平缓，倾角一般在6左右。采区内未发现断层及陷落柱，亦未发现岩浆岩侵入现象，采区地质构造类型属简单类。开采深度、采高、控顶距等对矿山压力显现的影响开采深度直接影响原岩压力大小，同时也影响巷道或工作面周围岩层内支承压力值。随着采深增加，支承压力必然增加，从而导致煤壁片帮及底板膨起的机率增加，由此也可能导致支柱载荷增加，而造成顶板事故。开采深度对矿山压力显现的影响则比较明显。本矿井9号煤层埋深由浅入深，随着开采深度的延伸，巷道掘进及工作面回采时矿山压力显现越

32、来越强烈，对掘进工作面及回采工作面的支护带来不利影响，开采过程中应予以重视。采面矿压显现（包括支架载荷、活柱压缩、煤壁承压）的强度，取决于采场推进速度即每一个推进循环支架的工作时间。采场推进速度缓慢，支架循环工作的时间越长，支架可能承受的老顶范围将愈大，此时当支架对老顶采取“限定变形”方案时，支架载荷递增的强度将愈大，当支架在“给定变形”状况下工作时，顶板的下沉和支架的沉缩将会高速发展。当工作面处于下位岩梁裂断来压期间，这种情况将严重的显现出来，很容易出现“压死支架”等重大顶板事故。控顶距和无立柱空间宽度对采面支架工作状况和压力显现特别是支架缩量有重要影响，控顶距和无立柱愈大，支架缩量随着支架

33、停滞后工作面时间的延续增加的幅度愈大。极易出现支架低头、局部冒顶压死支架等重大事故。易发生顶板事故的地点回采工作面上、下端头和靠近煤壁处，上、下端头由于空顶面积大，应力较集中，支护较困难，易发生冒顶事故；靠近煤壁处因液压支架支护不及时，煤壁易片帮，受顶板周期来压的影响，易发生冒顶事故。掘进过程中，工作面巷道围岩松动，支护不及时，往往易发生冒顶和片帮事故。2、一般顶板冒落灾害的防治措施回采工作面顶板管理方式的选择矿井开采的9号煤层回采工作面采用综采一次采全高采煤法开采，设计选用全部垮落法管理顶板，根据该矿和邻近矿井的生产经验，回采工作面采用全部垮落法管理顶板，顶板不需要强制放顶，周期来压和老顶来

34、压均在一般范围内。回采工作面支架选型根据支架高度和支护强度计算结果，9号煤层选用ZY9200/24/50D型中部液压支架，ZYG9200/24/50D型过渡液压支架和ZYT9200/24/50D型端头液压支架。采用综合机械化采煤时，必须遵守下列规定：必须制定安全作业规程。运送、安装和拆除液压支架时，必须有安全措施。工作面煤壁、刮板输送机和支架都必须保持直线。支架间的煤、矸必须清理干净。倾角大于15时，液压支架必须采取防倒、防滑措施。液压支架必须接顶。顶板破碎时必须超前支护，在处理液压支架上方冒顶时，必须制定安全措施。采煤机采煤时必须及时移架。采煤与移架之间的悬顶距离，根据顶板的具体情况在作业规

35、程中明确规定；超过规定距离或发生冒顶、片帮时，必须停止采煤。严格控制采高，严禁采高大于支架的最大支护高度。当煤层变薄时，采高不得小于支架的最小支护高度。工作面两端头必须使用端头支架支护。处理倒架、歪架、压架以及更换支架和拆修顶梁、支柱、座箱等大型部件时，必须有安全措施。工作面爆破时，必须有保护液压支架和其他设备的安全措施。乳化液的配制、水质、配比等，必须符合有关要求。泵箱应设自动给液装置，防止吸空。破碎顶板的控制为了减轻移架时对顶板的破坏，移架时让支柱仍保持一定的工作阻力，使顶梁贴着顶板擦顶前移。当采煤机前滚筒割过后，应立即伸出液压支架顶梁的伸缩梁护顶。支架前移时，则应及时收回伸缩梁。如果割煤

36、后伸缩梁不及时伸出护顶，则极易造成冒顶事故；如果移架时不及时收回伸缩梁，一是推输送机拉架不到位，导致工作面采不直，二是造成支架顶梁低头，破坏顶板。当工作面机道已出现冒顶或移架造成冒顶的危险时，则采用打“倒撅”棚的方法处理。即在煤壁靠顶板处挖一梁窝，将棚梁的一头架在煤壁上，另一头架在支架顶梁上，然后在棚梁上接顶或护顶。如果煤壁松软或片帮严重而不能挖梁窝，则靠近煤壁在棚梁下打临时单体液压贴帮点柱，施工时应从好顶板往顶板破碎进行，可防止移架时发生大面积冒顶。特殊支护运输顺槽超前支护采用ZH5600/28/42D型滑移超前支架，支护长度为22m；辅运顺槽超前支护采用ZH5600/28/42D型滑移超前

37、支架,支护长度为30m。超前支护必须架设在实底上，并必须有足够的安全出口空间，安全出口巷道高度不得低于1.8m，保证安全出口畅通。煤矿在生产过程中应加强矿压监测，确保支护强度满足要求。综掘工作面顶板管理每班开工前，组长和安全员先检查顶、帮情况，确定无问题后方可施工。严格执行“敲帮问顶”制度(工作面必须配备镐、撬棍等敲帮问顶工具)，仔细检查顶帮围岩情况，发现问题及时处理，确保施工安全。发现顶板压力大，顶板离层，听见顶板有声响。应立即停止作业，撤离工作面人员，由外向里打钢带、铁丝网联合支护维护顶板。巷道变形地段，必要时要进行套棚加强支护，或打点柱支护。井下巷道支护方式一采区运输下山、辅运下山和回风

38、下山为已有巷道，本次设计利用已有采区巷道。运输顺槽、辅运顺槽和工作面开切眼均采用矩形断面，锚网索支护。采煤工作面胶带、辅运顺槽为两个安全出口，所有安全出口与巷道连接处20m范围内，必须加强支护；采煤工作面此范围内的巷道高度不得低于1.80m。安全出口必须设专人维护，发生支架断梁折柱、巷道底臌变形时，必须及时更换、清挖。该矿制定有井巷维修制度，加强井巷的维修，保持巷道设计断面，保证通风、运输的畅通和行人安全。巷道失修率不得超过规定。维修井巷支护时，必须有安全措施。严防顶板冒落伤人、堵人和支架歪倒。扩大和维修井巷连续撤换支架时，必须保证有在发生冒顶堵塞井巷时人员能撤退的出口。在独头巷道维修支架时，

39、必须由外向里逐架进行，并严禁人员进入维修地点以里。撤掉支架前，应先加固工作地点的支架。架设和拆除支架时，在一架未完工之前，不得中止工作。撤换支架的工作应连续进行；不连续施工时，每次工作结束前，必须接顶封帮，确保工作地点的安全。维修倾斜井巷时，应停止行车；需要通车作业时，必须制定行车安全措施。严禁上、下段同时作业。维修旧井巷，必须首先检查瓦斯，当瓦斯积聚时，必须按规定排放，只有在回风流中瓦斯浓度不超过1.0%、二氧化碳浓度不超过1.5%、空气成分符合煤矿安全规定第135条要求时，才能作业。回采工作面安全措施9号煤层顶板岩性为砂质泥岩、泥岩、粉砂岩，上覆近距离8号煤层顶板为石灰岩，为坚硬顶板，8号

40、煤层顶板冒落情况的好坏影响9号煤层的开采。在9号煤层开采过程中，有可能出现架前漏顶以及冒顶片帮的情况，为预防冒顶片帮，避免伤亡事故的措施主要有：开采时，要严格按采掘顺序，尽量减少顶板暴露时间，加快回采速度。按照安全技术操作规程作业，建立正常的生产秩序和作业制度，加强职工安全技术教育、培训，提高职工安全防范意识和技术水平。加强顶板观察、检查，加强顶板管理。一方面根据已掌握的地质资料，加强现场顶板管理。同时要对工作面顶板情况经常进行检查，及时掌握其变化规律，根据不同情况，采取相应的预防措施。注意观测顶板冒落预兆，防止发生大面积冒顶事故。大多数情况下，顶板冒落之前都会有些预兆，如顶板岩石下沉、支架发

41、出爆裂声、发生折断；顶板岩石发出破裂和撞击声；顶板有岩石碎块掉落，以及涌水、淋水量增大等现象。一旦发现采场有大面积冒顶的征兆，应立即停止作业，马上撤离工作面内的人员。观测到顶板有冒落预兆时，为防止出现架前漏顶，可采取向顶部破碎地段注浆，对顶部进行加固，加固后可降低工作面的采高，留设煤柱强顶的方式通过顶板破碎段。开采过程中必须制定安全措施。掘进工作面安全措施井巷工程施工前，必须编制掘进作业规程，并组织会审。在编制作业规程时，应根据地质条件选择合理的支护形式。巷道掘进时必须按作业规程进行施工，地质条件发生变化时要停止掘进，待重新确定支护形式后再进行施工。掘进前应查明工作面的地质构造、应力情况、顶板

42、岩性、煤层特征、上下层对照关系及四周开采情况，水、火、瓦斯、煤尘情况。每班工作开始之前，由班长负责，要对工作面进行全面的检查，处理一切不安全的因素和隐患，布置安排工作，进行操作准备，做好安全生产工作。在巷道掘进过程中，所用支护材质符合规定，局部冒顶处的支架，必须充填接顶，柱肩柱肋硌实。随时检查顶板、两帮，进行敲帮问顶，发现有松动的岩块或可能冒落的煤块，要及时进行处理。巷道内无杂物、无淤泥、无积水、水沟畅通，材料码放整齐，挂牌管理，标识准确，压力过大时，支架应使用套棚。不得有折梁断柱。加强工作面的安全检查，特别是对顶板、支架、瓦斯、煤尘的检查，必须由带班长负责亲自布置，发现隐患及时处理，隐患未处

43、理完毕，严禁搞与处理隐患无关的工作。巷道贯通前必须制定贯通专项措施，综合机械化掘进巷道在相距50m前、其它巷道在相距20m前，必须停止一个工作面作业，并且实行单头作业，保持停掘工作面支护完好和通风正常。贯通时，必须由专人现场统一指挥。贯通后必须停止采区内一切工作，立即调整通风系统，风流稳定后，方可恢复工作。巷道开口、分岔、拐弯段、三角区及贯通时必须采取措施加强支护，并避开构造及应力集中区。掘进工作面严禁空顶作业。临时和永久支护距掘进工作面的距离，必须根据地质、水文地质条件和施工工艺在作业规程中明确，并制定防止冒顶、片帮的安全措施。工作面出现淋水增大等透水预兆时，应立即停止作业，撤出人员，报告矿

44、领导。局部通风机安装，风筒吊挂，必须严格按规程规定执行。对暂时停工的工作面不得停风，做到停工不停风，防止有害气体积聚。工作面必须严格执行瓦斯检制度、报审制度，做到瓦斯报表、瓦斯记录、瓦斯挂牌三对口。掘进巷道在揭露老空前，必须制定探查老空的安全措施，包括接近老空时必须预留的煤(岩)柱厚度和探明水、火、瓦斯等内容。必须根据探明的情况采取措施，进行处理。在揭露老空时，必须将人员撤至安全地点。只有进行过检查，证明老空内的水、瓦斯和其他有害气体等无危险后，方可恢复工作。各工种的操作必须严格按操作规程进行。冒顶事故的处理基本原则冒顶事故发生后，应迅速抢救被困人员、恢复通风。首先，应直接与被困人员联络(呼叫

45、、敲打、使用地音探听器等)来确定被困人员所在的位置和人数。如果被困人员所在地点通风不好，必须设法加强通风，并利用压风管、水管及开掘巷道、打钻孔等方法，向被困人员输送新鲜空气、饮料和食物。如果觉察到有再次冒顶危险时，应加强支护，有准备地做好安全退路。在冒落区工作时，要派专人观察周围顶板变化，注意检查瓦斯变化情况。在清除冒落矸石时，要小心地使用工具，以免伤害被困人员，应该根据冒顶事故的范围大小、地压情况等，采取不同的抢救方法。采煤工作面应首先抢救被困人员，接着就是采取措施恢复生产。处理的方法应根据冒顶区岩层冒落的高度、冒落岩石的块度、冒顶的位置和冒顶影响范围的大小来决定。同时，还要根据煤层厚度、采

46、煤方法等采取相应的措施。、局部小冒顶的处理方法一般是采取掏梁窝使用单腿棚或悬挂金属顶梁处理。、冒顶的处理方法a、整巷法处理冒顶。对影响范围不大，冒顶区不超过15m,垮下来的矸石不大，采取一定措施以后，用人工可以搬动的，可以采取整巷法处理冒顶，即采取恢复工作面的方法。b、开补巷绕过冒顶区。一般在冒顶影响范围较大，不宜用整巷方法处理时，可采取开补巷绕过冒顶区的方法，也称为部分重掘开切眼和重掘开切限的方法。掘进工作面冒顶事故的处理在处理垮落巷道之前，应采用加补棚子和架挑棚的方法，对冒顶处附近的巷道加强维护。在维护巷道的同时，要派专人观察顶板，以防扩大冒顶范围。处理垮落巷道的方法有木垛法、搭凉棚法、撞

47、楔法、打绕道法四种。3、矿山压力观测设备为掌握巷道围岩及回采工作面矿压分布规律，设计配备了顶板动态仪等矿压观测仪器，配备了矿压观测专职人员，建立矿压观测制度。4、坚硬顶板垮落灾害的防治措施回采工作面遇顶板坚硬时，采用预裂爆破进行弱化处理，应在工作面未采动区进行，并制定专门的安全技术措施，严禁在工作面内采用炸药爆破方法处理顶板及大块煤。二、工作面初采及收尾采的安全措施工作面初采、收尾采必须成立以生产矿长为组长，总工程师为副组长，由生产技术、调度、地质、安全、通风和采煤区、队主要领导为主要成员的初采、收尾采领导组，领导组必须现场跟班，靠前指挥。工作面初采、收尾采期间，应加强工作面支护，要随时观察顶

48、板变化情况，发现问题必须急时处理。1、工作面初采专项安全措施。1）初次推壁以找直煤帮为主，最大进度不超过0.8m的循环进度。2）初次推壁及直接顶未垮落之前，泵站压力不低于25MPa，支架初撑力不小于5000kN。3）顶板初次来压时，应保证工作面支架缩至最小控顶距，支架前端必须顶在煤壁上。4）顶板初次来压和周期来压前，应随时检查所有支柱的初撑力是否符合要求。5）初采期间，矿方要成立顶板管理小组，现场跟班靠前指挥。6）初采期间，瓦斯员必须认真检查瓦斯涌出情况，并现场交接班。7）在初采过程中，严格按规定进行矿压监测工作，及时整理观测数据，并依相邻工作面矿压显现规律，确定初次来压步距，采取有效的措施对顶板及两巷进行管理。2、收尾的专项安全措施1）在距停采线和老顶周期来压步距预计值约10m时，铺顶网筑撤架巷，并加强上下巷道支护，加密工作面支柱注液次数，保证支架状态完好，初撑力和工作阻力符合要求。同时班班密切注意顶板压力变化情况，发现异常，立即组织全体人员撤到安全地点，确保顶板垮落期间的安全。合理安排停采线，必须考虑工作面周期来压对停采线位置的影响。加强通风、瓦斯管理，工作面通风良好，风速合理，瓦斯员必须认真检查瓦斯涌出情况，并现场交接班。铺网、筑巷均设专人负责，专人观察顶板、专人操作。铺网、联网要动作迅速，无关人员躲开