防治冒顶

防治冒顶（精选10篇）

防治冒顶 篇1

引言

据统计,在煤矿发生的安全事故中,有2/3的煤矿事故是顶板安全事故,而其中70%的顶板安全事故是发生在采煤工作面中。那么煤矿企业如何消除采煤工作面的顶板安全事故就是值关注的一个重要课题。因此,加强顶板管理是降低采煤工作面顶板安全事故发生率的一项重要措施。本人根据自己的工作经验,就煤矿采煤工作面顶板事故发生的原因和防治措施谈谈自己的看法。

石湖煤矿是阳方口矿业有限责任公司的下属矿井,地处忻州市宁武县东北部,年生产能力90万吨。所采煤层为2#、5#层,地质条件一般,2#煤层顶板易破碎,5#煤层顶板非常坚硬,所以顶板管理就显得尤为重要。防治顶板事故的发生必须严格遵守安全技术规程,从多方面采取综合预防措施。

1 直接顶初次放顶时的冒顶事故原因分析和预防

1.1 初次放顶特点

煤层在开采之前,它同岩层在各个方向受力是平衡的,掘出开切眼后,岩层受力平衡状态遭到破坏,围岩移动变形,寻求新的应力平衡,在顶板上方形成了暂时平衡的岩石松动圈,这时工作面支架主要支撑的是松动圈内岩石重量。工作面开始回采,向前推进,松动圈逐渐扩大,支架受力很快增加,这时如不采取措施,岩层就会压垮支架,以致发生冒顶事故。因此,一般在开切眼推进6m~20m后,就应及时撤回采空区支架,直接顶随回柱而垮落,这就是初次放顶。如果顶板岩石不自行垮落,要向采空区顶板打眼放炮进行“强制放顶”。直接顶初次放顶的特点有:一是工作面控顶面积较大,支柱较多,承受的压力也较大;二是初次放顶时,一次回柱范围较大,顶板冒落范围也较大;三是回柱时人工操作量大,时间较长。

1.2 初次放顶时发生冒顶事故的原因

a)放顶距选择不合理,选择过大时,放顶前顶板压力大于支护阻力,易发生压垮工作面的顶板事故;

b)初次放顶面积过大,冲击力大,容易推倒支柱而造成冒顶;

c)初次放顶后,直接顶没有完全冒落,就继续采煤,使控顶面积越来越大,容易造成冒顶事故;

d)回柱方法不合理,造成顶板压力向局部支柱集中,造成局部顶板破碎,而容易发生局部冒顶事故;

e)支柱未按要求支设,初撑力不足,造成顶板下沉量过大或支护阻力较小,回柱后造成工作面支柱撑不住顶板而发生冒顶事故;

f)回柱一般均为人工直接操作,因此发生伤人事故的机率较大。

1.3 初次放顶时冒顶事故的预防措施

a)针对具体直接顶条件,确定合理的直接顶初次放顶步距;

b)初次放顶时,力争一次放顶成功,使直接顶完全冒落后,才能继续采煤;

c)支柱要按要求支设,保质保量,使支柱都能达到设计的初撑力和支护阻力;

d)加强切顶线的支护强度和支护密度,保证在切顶线处切顶,同时防止冒落矸石窜入工作面推倒支柱;

e)如果强制放顶,必须严格规定炮眼规格、装药量及放炮步骤,防止崩倒支柱,发生冒顶事故;

f)初次放顶时,选择有经验的工人操作,并且有技术人员现场指挥;

g)工作面工人,尤其是班组长必须掌握工作面顶板冒顶的预兆,一旦发现冒顶预兆,现场人员应迅速采取有效应急措施。

2 老顶初次来压和周期来压时的冒顶事故原因分析和预防

2.1 初次来压和周期来压的特点

直接顶初次放顶后,如果直接顶垮落不能填满采空区,老顶就像“梁”一样架在两边煤层上,并支撑着上面的岩石重量,当工作面继续推进,老顶悬露面积越来越大,当超过它本身强度,梁的平衡受到破坏,老顶折断垮落,它给工作面一个很大的突然压力,即老顶的初次来压。老顶初次垮落后,随工作面继续推进,老顶呈悬梁状态存在,当悬臂长度达到一定长度时,折断垮落。随工作面推进,这种垮落有规律,周期性地发生,称老顶的周期来压。

老顶在初次来压和周期来压时,垮落步距较大、面积大、强度高,并且可能伴随发生动压冲击,矿压显现较强烈,一般具有以下特点:一是由于老顶的剧烈活动,使工作面顶板下沉量和下沉速度急剧增加;二是支架受力猛增,出现顶板破碎、裂缝、片帮甚至工作面出现台阶下沉等现象;三是老顶折断垮落时,在采空区深处先产生沉闷雷声,继而采空区出现掉碴,垮落时伴有暴风。

2.2 老顶初次来压和周期来压发生冒顶事故的原因

a)来压前,工作面压力较小,当使用增阻支柱时,支柱不牢,来压时极易失稳,造成切顶事故。

b)来压前,由于支护强度不够,造成直接顶与老顶离层,来压时,老顶对直接顶形成冲击引起推垮工作面事故;

c)工作面支护强度不够或刚性支护(如木支柱),老顶来压时,压垮工作面,造成事故;

d)来压前,支承压力集中,使老顶断裂线附近顶板破碎,当没有防止冒顶措施时,来压时易发生局部冒顶事故;

e)来压时造成煤壁大量片帮,当开采厚度较大时,片帮煤容易造成埋人、伤人事故。另外,片帮后造成空顶面积增大,易发生漏顶事故。

2.3 老顶初次来压及周期来压时冒顶事故的预防措施

a)加强矿井顶板管理的基础工作。认真编制合理的作业规程,严格作业规程的实施。编制作业规程时,应充分利用地质预防和矿压观测得到的基础资料,做好工作面的支护设计和制定顶板管理措施,并切实贯彻执行有关技术政策和先进技术,保证其科学性和针对性,同时还要根据生产条件和地质变化及时制定相应补充措施。组队要认真学习作业规程,并按规定进行考核,按作业规程作业。

b)支护设计应做到:第一,支架的支护特性与顶底板条件相适应。急增阻摩擦支柱适用于顶板下沉量小于100mm、高度1.3m以下的缓斜煤层;微增阻摩擦金属支柱可用于顶板下沉量小于400mm的缓斜或倾斜中厚煤层;单体液压支柱可用于顶板下沉量小于600mm的缓斜或倾斜煤层。另外不同工作特性的支柱不能在同一工作面混用或分段使用。第二,确定合理的支护参数和布置方式。支护强度和支护密度是单体支柱工作面最重要的支护参数。支护强度较小,会引起大面积冒顶或顶板台阶下沉,易引发顶板事故。支护强度过大也带来支架成本高,支设和回柱工作量大等缺点。密集支柱一般在Ⅱ级以上老顶条件下使用;在老顶初次来压和周期来压时,要用戗棚、木垛或增加支护密度等措施。

3 怎样预防煤矿顶板事故的发生

3.1 首先选用合理的采矿方法

a)选择合理的采矿方法、制定具体的安全操作规程、建立正常的生产和作业制度,是预防顶板事故发生的重要措施。

b)要搞好地质调查工作,对于采掘工作经过区域的地质构造必须调查清楚,通过地质构造带时要采取可靠的安全技术措施。

c)加强工作面顶板的支护与维护,防止顶板事故的发生。永久支护与掘进工作面的距离不得超过规程规定要求,不得空顶作业。在掘进工作面与永久支护之间,还应加设临时支护。发现弯曲、倾斜、折断和变形的支架必须进行及时更换或维修。

d)要坚持正规循环作业。严格执行顶板监测制度,必须及时处理采空区。

3.2 坚硬难冒顶板灾害的防治方法

a)防治顶板大面积采压和冒落的基本原则是采取有力措施不使采空区悬顶过大。其中主要方法是提前强制爆破顶板。

b)合理选择支架类型。为了减少顶板的离层,降低顶板对支柱的冲击力,应尽量采用初撑力高的支柱,如单体液压支柱。

c)作业规程中要明确规定正常推进过程中允许的悬顶面积。超过规定时必须强制放顶,超过规程规定的悬顶距离时停止采煤,采取措施进行处理。

3.3 破碎顶板灾害的预防

3.3.1 减少顶板暴露面积和缩短顶板暴露时间

3.3.2 对单体支柱采煤工作面有下列方法

a)及时挂梁或撑板、及时打柱,顶板要用背板插严;如果煤壁松软,煤壁一律用背板背紧。

b)挂梁、撑板和支柱必须保证质量。

c)若顶板极度破碎采用上述方法仍控制不住顶板时,则需要采用撞锲法采煤。

d)减少放炮对顶板的震动破坏,实现措施是:不放顶眼炮,底眼要稀少装药,每次同时放炮眼数要少。在工序安排上,回柱放顶、放煤和割煤三大重要工序要隔开一定距离,一般为15m左右以减少它们对顶板的共同作用。

3.3.3 选择合理的开采方法

a)为减少开采形成的高压力,应避免形成残留煤柱,实现无煤柱开采;避免上下部残留煤柱或工作面停采线;选择合理的开采顺序,避免形成孤岛型工作面,以减缓破碎顶板的进一步恶化。

b)初采时不得推采开切眼的另一帮煤柱。

c)工作面有条件的尽量布置成俯斜方向,避免仰斜开采,上下平巷与工作面尽可能布置成直角或大于60°的交角,避免出现锐角。并且要沿破碎顶板掘进,避免挑顶掘进。

d)对于节理裂隙发育的破碎顶板,要使工作面对着主节理的倾向推进,否则顶板容易出现钝开裂隙或台阶下沉。

e)合理选择支护形式,破碎顶板采煤工作面支护使用木梁时,应选用横板下联锁形式;柱距以0.5~0.6m为宜;控顶距以三四排为好。

f)推广使用单体液压支柱。破碎顶板采煤工作面支护应尽量使用单体液压支柱和金属铰接顶梁、错梁直线柱的形式。

4 结语

加强矿井地质工作,首先是要对开采煤层的顶底板条件进行研究分析,并切实做好预测预报工作。其次是对小型构造发育的采面,必须采取合理的顶板控制技术。要根据开采煤层的生产技术条件,对采煤方法和工艺进行必要、科学、合理的设计,利用科学合理的技术来控制和防治采煤工作面顶板事故,另外要高度重视作业规程及技术措施的编制、审批、贯彻工作。

综上所述,要想有效预防煤矿顶板事故的发生,归根结底必须严格执行国家制定的一系列方针、政策以及原则。

防治冒顶 篇2

摘要：本文论述了复合顶板推垮型冒顶的机理及对复合顶板推垮型冒顶的防治措施，具有一定借鉴意义。

关键词：复合顶板;推垮型冒顶;机理;防治

一、复合顶板推垮型冒顶的机理

（一）煤层具有复合顶板同时还必须具备下列四个条件，才会发生推垮型冒顶。

1.离层。多数情况是由于支柱的初撑力较小，在顶板下位软岩层的自重作用下支柱下缩或下沉，而顶板上位硬岩层未下沉或下沉较慢，也就是软、硬岩层的下沉不同步，软快而硬慢，从而导致软岩层与其上部硬岩层离层。

2.断裂。由于各种原因，在顶板下位软岩层中断裂出一个软岩六面体。下位软岩层断裂出六面体有三方面原因：第一是地质构造原因、即下位软岩层中存在原生的断层裂隙或尖灭构造;第二是巷道布置原因，即在工作面开采范围内存在沿走向或沿倾斜的老巷，由于巷道支架没有多大初撑力，抑制不住巷道上方下位软岩层的下沉断裂;第三是支柱初撑力低的原因，由于支柱初撑力低，导致下位软岩层沿煤帮断裂 。

3.去路和倾角。当六面体周围出现一个自由空间，使六面体有了去路，而且六面体向去路方向又有一定的倾角时，在自重作用下，六面体就具有向去路方向的推力。

如果沿工作面自上而下至某点处，复合顶板下位软岩层尖灭，这就等于六面体在其倾斜下方有一个天然的去路，再加上煤层有一定的倾角，那就非常危险。

4.推力大于阻力。假设六面体下侧有自由空间，则六面体就具有沿倾斜向下的推力。当六面体有向下推的趋势时，岩层断裂面将产生阻止六面体下推的摩擦阻力，老塘碎矸将对六面体产生阻止下推的摩擦阻力;上侧断裂面也会由于岩层似断未断，而有阻止六面体下推的向上拉力;此外，支柱的迎山角也会对六面体的下推有个阻力。只有当总阻力小于六面体向下的推力时，才会发生推垮型冒顶。从支护观点考察复合顶板推垮型冒顶问题可以看出，问题不在于支护的支撑力不够，而在于支护的失稳，六面体是因为支护失稳而才发生推垮的。换句话说，如果六面体下是稳定性好的能抵抗来自层面方向推力的支架，则也能阻止六面体下推。

（二）在具有复合顶板的采场中容易发生推垮型冒顶的地点：

1.开切眼附近，在这个区域顶板上部硬岩层两侧都有煤柱支撑，不容易下沉，这就给下部软岩层的下沉离层创造了有利的条件。

2.地质破坏带（断层、裂隙等）附近，在这些地点，顶板下部软岩层容易形成六面体。

3.尖灭构造附近，采场顶板存在尖灭构造，既容易形成六面体，又可能给六面体以去路。

4.老巷附近，由于老巷顶板已破坏，增加了在顶板岩层中形成六面体的可能性。

5.掘进上下顺槽时，破坏了顺槽的复合顶板，可能给六面体开创一个去路;而破坏了下顺槽的复合顶板，则既增加产生六面体的可能性，又减小已产生六面体下推时的阻力。

6.局部冒顶区附近 ，这些地点也存在“去路”、增加产生六面体的可能性和减小已产生六面体下推时的阻力等问题。

总之，在上述地点发生推垮型冒顶的可能性比其它地点要大，生产中要引起重视。

二、防治复合顶板推垮型冒顶的综合治理措施

在目前有相当多的采煤工作面具有复合顶板，由于各种因素不能采用综采或俯斜长壁开采，因此针对使用单体支架的走向长壁工作面，提出防治复合顶板推垮型冒顶的措施。

（一）从破坏形成推垮型冒顶的条件出发，采取以下措施能有效地防止推垮型冒顶事故。

1.布置伪俯斜工作面并使垂直工作面方向的向下倾角达到4～6°。

2.掘进上下顺槽时不破坏复合顶板。

3.工作面初采时不要反推。

4.控制采高，使软岩层冒落后能超过采高。这个措施的目的在于：第一、堵住六面体向老塘的去路;第二、在六面体要向工作面下方推移时，增加阻止六面体下推的摩擦阻力。

5.尽量避免上下顺槽与工作面斜交。

（二）从解决采场支架稳定性出发是更有效的更应该采用的措施：

1.采用“整体支架”：在使用摩擦式金属支柱和金属铰接顶梁的回采工作面中，采取在开切眼附近使用拉钩式连接器把每排支柱从工作面上端至工作面下端都连接起来、或用十字铰接顶顶梁与单体支柱组成整体支架、也可以在金属支柱、铰接顶梁支架下，加两排木梁金属柱的倾斜对接抬棚或戗棚和沿倾斜方向隔一段距离增设木垛等方法，使支架在采场中组成了一个稳定的可以阻止六面体下推的“整体支架”。

2.提高单体支柱的初撑力及刚度：由于支柱的初撑力小刚度差导致复合顶板离层，反过来又使工作面支架不稳定。为解决这个问题，必须提高单体支柱的初撑力及刚度，使初撑力不仅能支承住顶板下位软岩层，而且能把软岩层贴紧硬岩层，让其间的摩擦力足够阻止软岩层下滑，从而支架本身也能稳定。为此我们根据公式P0=15rh0（cosα+sinα/f）/n计算支柱应具有的初撑力。

式中：

P0——每根支柱的初撑力，KN/根;

n——支柱密度，根/m2;

r —— 软岩层平均容重，t/m3;

h0—— 软岩层厚度，m;

α——煤层和岩层的倾角，度;

f—— 软硬岩层间滑动摩擦系数;

15——安全系数和重量与力转化系数的综合系数。

根据以上公式，当n=2根/m2、r=2.5 t /m3、f= 0.3，可计算出15?、20?、25?不同时，h0所需的支柱初撑力。

三、结语

几种大型冒顶事故的防治 篇3

1.1 金属网下推垮型冒顶的特点

冒顶一般出现在初次放顶前或进行初次放顶时。许多是无征兆的突然推垮, 个别工作面有征兆, 如发生支柱向下倾斜等。推垮前支柱受力通常不大。推垮后支柱一般沿倾斜方向被推倒, 也有的向采空区方向推倒, 未被压断、折损。推垮型冒顶出现后, 上位断裂的大块硬岩大面积悬露, 仅有少数工作面上位岩层掉落几块。出现推垮型冒顶时, 速度一般很快, 来势较猛。工作面进行的各种工序均有发生推垮型冒顶的可能, 多数在进行回柱放顶或爆破时出现。推垮型冒顶事故一般出现在采用初撑力较小的金属摩擦支柱的工作面。工作面倾角都比较大。

1.2 金属网下出现推垮型冒顶的原因

1) 因第一分层直接顶板冒落下的矸石不能充满采空区, 金属网上的破碎矸石与基本顶间存在空隙, 工作面金属网下支柱受力较小, 稳定性差。例如, 某煤矿煤层直接顶软岩厚, 基本顶为硬岩, 在开采第一分层时, 打眼爆破挑顶后, 崩落的破碎顶板岩石未充满采空区, 又无注浆胶结, 在开采二、三分层时, 金属网上是1m~2m厚的碎岩块, 它的上方存在空隙, 基本顶悬空面积较大, 工作面支架受力较小, 稳定性差, 断裂大岩块垮落时推垮金属网下支柱, 导致推垮型冒顶事故发生。

2) 因煤层倾角较大, 为22°~35°, 爆破、回柱放顶等工序产生影响, 金属网上碎矸石倾斜下滑, 带动支柱往下倾倒, 使一些支柱由迎山变为反山。支柱失去支撑力和稳定性, 造成上部支架也失去稳定, 部分兜住碎矸的金属网夹杂矸石产生日趋增大的向下推力, 造成推垮型冒顶的出现。

3) 尽管直接顶破碎后可充满采空区, 而未注浆胶结, 破碎岩石未形成整体。网下金属支柱初撑力小, 刚度小, 稳定性差。网上的碎矸也有向下的倾斜推力, 使网上破碎岩石与基本顶硬岩层大块离层, 造成大面积冒顶。

1.3 造成金属网下推垮型冒顶的措施

1) 用提高支柱初撑力和刚度的等措施增加支架稳定性。煤矿要采用液压支架, 提高初撑力, 增加稳定性。或采用单体液压支柱代替摩擦式金属支柱, 提高支架初撑力。

2) 采用“整体支架”增加支架的稳定性。不但能用金属摩擦支柱、铰接顶梁加拉钩式连接器的“整体支架”, 也能用金属支柱、十字顶梁的“整体支架”。也有的煤矿使用拉钩式连接器、工作面单体液压支柱的“整体支架”。

3) 初次放顶时, 应确保将金属网放到底板。如开切眼内错式布置的分层工作面, 初次放顶要将开切眼靠采空区一侧的金属网剪断。

4) 用人工强制放顶的办法增加网上矸石堆积厚度, 增强网下支架的稳定性。如:第一分层直接顶较薄, 基本顶坚硬并不易垮落, 要采用人工打眼爆破强制放顶的办法, 挑顶高度大于开采厚度的1.5倍, 这使下分层的网上有一定厚度的碎矸;无直接顶, 煤层以上是坚硬的砂岩, 要采用注水法弱化岩石, 使顶板易于垮落, 减轻上位极坚硬岩层活动对工作面的影响, 方便下分层开采。

2 压垮型冒顶事故的防治

2.1 压垮型冒顶的机理

采煤工作面从开切眼向前推进, 直接顶的跨度增加, 弯曲下沉也在增加, 在悬顶跨度超过六米时, 直接顶初次垮落下来。如果直接顶垮落后碎矸可充满采空区, 破碎的直接顶岩石被压实, 基本顶岩层就会弯曲、下沉、断裂, 对工作面矿压发生影响。若直接顶冒落的碎矸不能充满采空区, 基本顶在采空区上方呈双固定支点梁状态。

采煤工作面的推进, 梁的跨度日趋增大, 基本顶弯曲下沉, 而断裂, 工作面顶板下沉速度加快, 煤壁严重片帮, 支架受力加大, 可能出现顶板的台阶下沉。在煤层上直接为坚硬岩层的基本顶时, 因其采空区未破碎的矸石作垫层, 基本顶初次来压、周期来压强烈。

矿压观测资料表明, 基本顶一般是在煤壁内断裂。因基本顶岩层与煤层相对强度的不同, 断裂处距工作面煤壁的距离不等。在基本顶折断下沉时, 煤壁片帮, 工作面顶板下沉速度剧增, 支柱受力增加。在工作面推进至基本顶断裂处时, 基本顶使直接顶下沉, 增阻式金属摩擦支柱受压后工作阻力才能增加, 工作面呈现顶板沿煤壁断裂和台阶下沉。在台阶下沉强烈时, 导致信号柱压断。如果支柱支撑力不足, 在顶板台阶下沉中支柱会被破坏, 出现压垮型冒顶事故。

2.2 防治压垮型冒顶的措施

研究顶板活动规律, 进行矿压观测, 把握工作面初次来压和周期来压的步距、顶板下沉量及速度、支柱工作阻力及压缩量、支柱下缩速度等变化状况。对顶板来压实施预测顶报, 不但要用测力计、测杆等进行支柱工作阻力、支柱下缩量、顶板下沉量等观测, 还应在采煤工作面的运输巷、回风巷超前钻孔安设矿压观测仪器, 测出基本顶在煤壁前方断裂的位置, 预报工作面来压台阶下沉危险的时间和工作面来压地点, 按其顶板性质及地质构造预报来压强度。一些工作面, 因其不进行矿压观测, 由于不掌握基本顶的来压规律和合理的支护强度, 造成压垮型胃顶事故发生。通过矿压观测, 调整支护密度, 在基本顶来压期间加强工作面支护, 可以防止压垮型冒顶事故出现。

参考文献

[1]何全洪.大倾角复合顶板工作面推垮型冒顶机理分析[J].矿山压力与顶板管理, 2002.

[2]濮汝岭等.复合顶板推垮型冒顶的机理与综合治理[J]煤矿开采, 2007.

[3]赵延峰.复合顶板推垮型冒顶防治技术[J].山东煤炭科技, 2004.

[4]孔凡贵等.单体支柱工作面复合型顶板推垮型事故的预防[J]煤炭技术, 2006.

冒顶伤亡事故与心理作用浅析 篇4

据某局1978年至1981年局部冒顶事故的统计资料，表明局部冒顶事故发生频繁，头尾仅4年时间，发生局部冒顶8起，共死亡9人。造成事故的原因，均属违章作业的责任事故。其他矿的冒顶事故，大都忽视从心理学角度来找事故发生的原因。从福建煤矿所发生的两类冒顶事故中，可以看出人的心理作用和冒顶伤亡事故有着密切联系。如老顶的周期来压造成工作面的大冒顶，对生产影响很大，但伤亡很少。其原因是大冒顶前预兆明显。象采空区有老顶岩层断裂的闷雷声，工作面支护空间，顶板下沉速度加快，出现大量断梁折柱，并有折柱的劈裂声。这些强烈的危险信号，大脑都能清晰感知。人有不安全感的反映，就会作出提高警惕的决策。这时人的极强的安全意识，人的注意力会高度集中，及时地捕捉周围环境出现的险情，以采用技术手段进行防范。如对工作面进行加固。通过加固措施仍无凑效时，就会自觉地听从指挥及时撤离险区。所以，周期性老顶来压，虽会出现大冒顶，又很少造成伤亡事故。

局部冒顶，范围小，有时只掉几公斤大小的石块或局部煤壁片帮，一般不怎么影响生产，可是伤亡人数却多。这主要是人的警惕性不高所致。由于局部冒顶，其冒顶前的预兆不象大冒顶那样明显，刺激物强度不大，大脑的感知模糊。甚至没有感知。大脑就不会有危险感的反映，必然使人的思想麻痹，使感觉器官感觉迟钝或失灵，不能敏捷地捕捉周围环境的危险信息，一旦险情降临，不能迅速地采取应急防范措施，只好被事故吞噬，这就是局部冒顶伤亡事故多的原因。由于局部冒顶预兆不明显，思想上没有危险感，很容易忽视潜伏冒顶的隐患。在行动上势必图省事，怕麻烦，不能自觉地按章作业，也容易产生侥幸心理。如某矿一位攉煤工，放炮后，按规定要先支护后攉煤，他怕麻烦，不支护攉煤，结果悬石掉落，使他丧命。此外也有的支护不讲究质量，甚至支护材料以细代粗，虽有支护但起不到应有的作用，这方面出的事故也较多。如有的乡镇煤矿掘进支架不用背板接顶背牢，而是用毛草将顶塞起来。后来维修巷道的人员，维修这段巷道时，一动损坏支架时，巷道突然垮了十多架棚子，几个维修人员无一幸免，全部丧命。另外，有的人情绪不正常也会发生事故。如有个工人结婚后精神不振，因结婚前借了几千元债，整天考虑如何还债，在工作面出现险情时，别人喊他离开，他却动也不动。出工伤住院后，别人问他：“为什么喊你不动？”他说“我确实没听听见。”从大脑的反映规律，某一兴奋点高度兴奋，其他兴奋点就会抑制。这是他听不见的心理原因。

从大冒顶和局部冒顶伤亡人数的差异，给我们的启示是：要预防冒顶事故，必须强调心理作用，强化安全意识，克服麻痹思想、侥幸的心理。尽管今后煤矿随着科学技术的进步，机械化程度会越来越高，支护材料和支护形式会不断地改革，再加上行之有效的安全制度、措施的落实，会对预防冒顶起到积极作用。但是，再先进的设备、再有效的方法、措施，归根到底，还是要靠人去掌握、去实施、去落实。所以，人的因素仍然是搞好安全工作的关键。强调人的因素，就是要强调人的心理作用，强化安全意识。只有感知井下的客观环境的特殊属性，才能为排除不安全隐患奠定认识基础。同时，也只有知觉出不安全隐患，才能在行为、技术上做到防范，实现安全生产的目的。

采煤工作面大型冒顶灾害防治 篇5

1) 发生压垮型冒顶事故的一般条件。直接顶比较薄, 冒落后不能充满采空区。

2) 冒顶事故的征兆。按由远刊近的征兆有煤壁片帮严重、顶板下沉速度急剧加快, 支柱的载荷急剧增大, 有时能听到顶板有断裂声, 煤壁侧顶板掉渣、断裂, 信号柱折断发生劈裂声。

3) 冒顶事故的机理。采煤工作面从开切眼向前推进, 直接顶的跨度不断增加, 其弯曲下沉也不断增加, 直接顶初次垮落下来。

这种压垮型冒顶的机理是:在工作面初次来压和周期来压时, 由于基本顶断裂, 顶板急剧下沉。若工作面支架的强度不足, 就会发生压垮型冒顶事故。

4) 预防这种冒顶事故的措施。a.采煤工作面支架的支撑力能平衡垮落带直接顶及基本顶岩层重量;支架初撑力能保证直接顶和基本顶之间不离层;支架的可缩量能满足裂隙带基本顶下沉的要求。b.在煤层顶板是极坚硬岩层时, 可采用人工强制放顶和高压注水弱化顶板, 或挑顶垮落一部分岩石, 增加垫层的厚度, 减少顶板活动时对采煤工作面的影响。c.基本顶初次来压比周期来压凶猛, 因此可在基本顶初次来压阶段加大工作面控顶距或减少一次放顶距, 这样可使支架合力作用点后移, 增加其切顶能力。d.出现台阶下沉的处理方法。如果工作面顶板台阶下沉量在300~400mm以内, 而且范围较小, 工作面顶板没有明显垂交或斜交于煤壁的断裂, 在台阶下沉范围内, 周围支柱没有明显压力增大现象, 说明顶板压力对生产影响不大, 工作面可以正常推进。如果台阶下沉超过300~400mm, 台阶下沉范围内顶板有裂隙, 支柱压力增大很多, 则应停止回柱放顶。同时, 要加强支护, 并采用木垛等特殊支护方式。

2 大面积漏垮型冒顶

因其煤层倾角较大, 直接顶较破碎, 采煤工作面支护系统中的某一地点失效出现局部冒漏, 破碎顶板就可能从此地点开始, 沿工作面往上全部漏空, 造成支架失稳, 大面积漏垮型冒顶事故。

预防这种冒顶事故, 要选用合适的支柱, 使工作面支护系统有足够的支撑力和伸缩量;顶板一定要背严背实;不得爆破、移溜等工序弄倒支架, 避免发生局部冒顶事故。

3 复合顶板推垮型冒顶

1) 复合型顶板推垮型冒顶的机理。复合顶板发生的推垮型冒顶必须具备以下几个条件:

第一, 离层。由于支架的初撑力小, 支架插入松软底板或浮煤内, 木鞋被压缩, 在顶板上位软岩层作用下, 支架下缩或下沉, 而顶板上位硬岩层并未下沉或下沉速度比下位软岩层缓慢, 使软硬岩层下沉不同步, 导致软岩层产生离层。

第二, 推力大于阻力。假设下倾角有自由空间, 而六面体岩块就有了沿倾斜方向向下的推力。六面体岩块下滑时, 岩层断裂面将产生阻止下滑的摩擦阻力;采空区充满碎矸时, 也将产生阻止六面体岩块下滑的摩擦阻力;上侧断裂面岩层尚未完全断裂时, 有阻止六面体岩块下滑的向上的拉力。只有当六面体大岩块向下滑动的推力大于阻止其下滑的总阻力时, 才发生推垮型冒顶。

第三, 诱发因素。摩擦总阻力是由岩层和碎矸夹紧六面体岩块而产生的, 夹的越紧, 摩擦阻力就越大。如果发生震动, 六面体岩块就会产生错动, 则夹紧力就要减少, 摩擦阻力也将减少, 就有可能岩块下滑的推力大于总摩擦阻力, 引起推晦型冒顶事故的发生。采煤工作面爆破、采煤机割煤、支设支架、回柱放顶等工序, 以及岩块自身的下滑运动, 都会不同程度地产生震动, 从而诱发推垮型事故的发生。

2) 预防复合型顶板推垮型冒顶的措施。

第一, 提高单体支柱的初撑力和刚度。由于支架的初撑力小、刚度差, 导致复合顶板离层, 致使工作面支架不稳, 从而造成工作面推垮型冒顶事故。实践证明, 外注式单体液压支柱初撑力为70~80k N/根, 在复合顶板条件下, 基本上可以防止推垮型冒顶事故发生。

第二, 工作面初采时要正向推进, 不要反向推进。工作面从开切眼向左推进。因工作面后方煤柱过宽, 为了提高采出率, 减少煤柱损失, 可在初采时反向推进几排。在反向推进范围内初次的放顶时, 很容易在原开切眼处诱发推垮型冒顶。

第三, 严格控制采高。要控制采高, 使直接顶垮落后破碎矸石能充满采空区, 这样可以阻止垮落矸石大块滑动。

第四, 利用戗柱 (斜撑柱) 、戗棚 (斜撑抬棚) 。阻止六面体岩块向下推移。

第五, 尽量避免区段巷道与工作面斜交。当区段巷道与工作面斜交时, 区段平巷附近的上位硬岩层支撑条件较好, 不易下沉, 增加了下位软岩层离层的可能性, 不利阻止推垮型冒顶。

4 金属网下推垮型冒顶

1) 这种冒顶的原因:第一, 由于煤层倾角较大, 在爆破、回柱放顶等工序的作用下, 金属网上碎矸石倾斜下滑, 带动支柱往下倾倒, 使有些支柱由迎山变为反山, 失去支撑力和稳定性。所以, 造成上部支架失稳, 部分兜住碎矸的金属网带着矸石具有较大的向下推力, 造成推垮型冒顶出现。第二, 直接顶破碎后, 倘若能充满采空区, 若不注浆胶结, 破碎的岩石就不能形成整体。网下金属支柱初撑力小, 刚度也小, 稳定性较差。网上的碎矸有向下的倾斜推力, 网上破碎岩石与基本顶硬岩层大块离层, 造成大面积冒顶事故。

2) 预防这种冒顶, 要用提高支柱初撑力和剐度的方法来增加支架稳定性。或采用液压支架, 既能提高初撑力, 又能增加稳定性;增加支架的稳定性;采用伪俯斜工作面, 增加抵抗下推的阻力;初次放顶时, 要保证把金属网放到底板;用人工强制放顶的方法增加网上矸石堆积厚度, 增强网下支架的稳定性。

参考文献

[1]赵延峰.复合顶板推垮型冒顶防治技术.山东煤炭科技, 2004.

[2]赵辉.在煤矿采煤生产中发生压垮型冒顶的原因和防治措施.科技与企业, 2013.

[3]吕春泽.基于急倾斜煤层顶板控制的支架布置与采空区处理.科技资讯, 2007.

[4]倪平, 程伟, 朱义春.复合顶板工作面推垮型冒顶机理及预防措施.能源技术与管理, 2006.

软岩巷道冒顶事故的原因与防治 篇6

1 松软岩的基本特征

软岩是指强度低、孔隙率大、胶结程度差、受构造面切割及风化影响显著或含有大量易膨胀黏土矿物的松、散、软弱岩层, 具有以下特点:

(1) 松散破碎, 强度低, 稳定性差。

一般松软岩多为单向抗压强度小于20 MPa的泥岩、炭质泥岩、砂质泥岩等, 强度低, 极不稳定。

(2) 含水率大, 强度低。

岩石的含水率是影响松软岩岩性及稳定性的重要因素, 地下岩层中所含的水一般为酸性较强的水, 对岩石具有腐蚀和软化作用, 使岩层胶结性差, 孔隙率提高, 强度降低。

(3) 易吸水崩解膨胀。

软岩中含有黏土矿物, 这些岩石易吸水膨胀, 造成巷道底鼓。

(4) 围岩变形大, 具有流变性。

松软岩在静压巷道中, 总变形量超过500 mm的比较多, 并且变形时间长, 一般都在3个月以上, 甚至半年后仍有缓慢增长趋势。松软岩都具有流变性, 即塑性流变。产生流变的主要原因是围岩受力超过围岩强度, 产生流变, 导致围岩破坏。

2 松软岩巷道矿压显现的主要特点

(1) 围岩的自稳时间短、来压快。自稳时间仅为几十分钟到几个小时, 巷道来压快, 要立即支护或超前支护方能确保巷道围岩不致冒落。

(2) 围岩四周来压底鼓明显。

(3) 围岩变形趋于稳定的时间长, 松动范围大。

(4) 围岩初始变形速度大, 然后逐渐减小, 并趋于基本稳定。

(5) 围岩遇水膨胀, 变形加剧, 时间延长。

3 软岩巷道冒顶事故的主要原因

软岩巷道冒顶事故的主要原因在于支护设计不合理, 支护体被强大的矿压压坏。

(1) 单独提高支护刚度。

巷道支护体系迅速遭到破坏, 常常造成前掘后翻的局面。由此而不断提高支护刚度, 增加支护成本, 但取得的效果微不足道。如平煤朝川矿二井, 巷道支护采用36 kg/m的U型钢, 支护棚距0.5 m, 成本高达1.2万元/m, 仍出现U型钢压扁、裂开等破坏现象, 需反复翻修。因此, 单独提高支护刚度, 以刚克刚的方法不可取。

(2) 采用单一支护方式。

软岩强度低, 自稳性差, 易受环境效应、结构效应、空间效应以及时间效应等影响, 围岩性质不确定。软岩巷道支护是支护结构和围岩结构相互调节、相互控制的过程, 其变形破坏不仅是岩体材料的破坏, 而且主要是整体结构的变形、失稳和破坏。因此, 单一支护形式如木支架、金属支架、U型钢支架、锚喷支护、料石碹等支护形式, 都不能有效地满足软岩巷道支护的特殊要求。

(3) 采取一次成巷施工法。

巷道施工时期, 恰是软岩变形最为剧烈的时期, 变形量大, 变形地压大而支护强度低。如果采用短掘短砌、立即支护或一次成巷的方法, 围岩对支护体破坏最为剧烈。只有采用二次支护及联合支护方能达到预期的效果。

4 预防冒顶事故的对策

(1) 加固围岩, 提高围岩凝聚力和内摩擦角值。

按照我国工程岩体分级标准规定, 软质岩的中软岩Rc=30～15 MPa, 浸水后用指甲可刻划出印痕;软岩Rc=15～5 MPa, 浸水后用手可以掰开;极软岩Rc<5 MPa, 浸水后可捏成团。因此, 采用全长锚固的锚杆将破碎围岩锚固起来, 恢复和提高围岩的残余强度, 形成具有较高承载能力和可缩性的锚固层, 充分发挥围岩的自承能力, 阻止围岩的塑性流动, 保证巷道的稳定。

(2) 改变工作面端头形状, 及时采用泥浆封闭。

常规的工作面平面交接, 受端头效应影响, 工作面岩体经常鼓出。实践证明, 在角点处往往出现应力集中现象。因此, 将工作面形状改为抛物线形可以改变应力集中现象。同时, 及时用水泥浆封闭是克服软岩环境效应的有效措施, 对节理、层理发育的软岩可充填微小裂隙, 以改善围岩性质, 提高围岩表面强度。

(3) 改变围岩应力分布。

采用爆破、锚杆或管缝式锚杆, 可以改径向应力为环向应力, 从而减小支护承载力。

(4) 改变围岩性质, 提高围岩自稳性。

在碹体或弧板壁后, 把石灰、粉煤灰、炉渣灰 (三灰) 用塑料袋包装后充填, 既可保证碹体受力均匀, 又可防止湿空气侵袭围岩, 起到让压卸载、置换围岩纳蒙胶石等综合效果, 极大地改善支护状态。

(5) 提高护表力, 增强围岩表面强度。

支护的关键在于保持围岩的完整性, 及时采取提高围岩表面强度的方法, 增加支护体系的护表能力, 如速喷水泥浆、铺设菱形金属网等都能增加巷道的稳定时间。

(6) 应力释放法。

在强膨胀、剧膨胀以及高地应力软岩巷道, 当各种保护方法不能奏效时, 采用应力充分释放的方法效果比较明显, 如开卸压槽法。

(7) 加强矿井水治理。

治顶先治帮, 治帮先治底, 治底先治水, 对水的合理治理是保证软岩稳定的基础。采取疏、导、排、堵、截等综合措施, 做到有水必治, 无水必防, 用水必管, 积水必排, 才能有效地改善矿井环境, 减少水对围岩的侵蚀。

(8) 加强巷道底板管理。

设计时应考虑底板的支护, 底角采用锚杆加固时应带一定的插角;或采用底板注浆, 以加固底板, 防止水对底板的软化;或采用圆形断面、全封闭支护等方法。

(9) 加强巷道布置的设计。

巷道位置最好选在工程地质条件好、工程量少的地段, 并注意避开空间效应;巷道轴线方向和最大主应力方向平行或小角度相交。软岩矿井禁止双巷掘进, 平行巷道纯岩柱不小于40 m, 在垂直布置上要避免上下巷重叠, 垂直岩柱不小于25 m。

(10) 长期监控监测指导施工。

围岩变形是围岩力学形态变化的最直接体现。它不仅直接反映了地压规律, 而且也是分析判断围岩稳定程度的可靠依据。因此, 进行现场变形量测, 掌握围岩变形活动状态和时间效应, 并在此基础上选择支护结构和参数, 妥善安排掘进和支护工艺过程, 可以确保支护体系、支护特征曲线和围岩变形活动状态相适应、相匹配。坚持长期监控, 对于及时了解围岩稳定信息及采取相应加固措施具有重要意义。

5 结语

(1) 软岩巷道支护着眼点应放在充分发挥和利用其自承能力上。

防治冒顶 篇7

1 局部冒顶的原因

局部冒顶的原因有两类;一类已破碎了的直接顶, 由于失去有效的支护而局部冒顶;另一类是老顶下沉迫使直接顶破坏支护系统而造成的局部冒顶。

2 局部冒顶易发地点

从发生地点分类:局部冒顶大致分为靠煤帮附近支护不及时局部冒顶;上下出口局部冒顶;回柱时放顶时局部冒顶, 由老顶来压而导致在靠煤壁无支护空间及附近的局部冒顶, 也可发生在上下出口或地质构造破坏带。现分述如下:

2.1 煤帮附近的局部冒顶

由于采动或放炮震动影响, 在直接顶中“锅底石”游离岩块的镶嵌顶板或破碎顶板, 因支护不及时而冒落砸人, 造成局部冒顶事故。当用打眼放炮采煤时, 由于炮眼的角度和装药过量可能在放炮时崩倒棚子造成局部冒顶。当老顶来压时, 煤质软易片帮, 扩大支护空间, 导致局部冒顶。

防治煤帮附近局部冒顶的主要措施有:

(1) 采用能及时支护悬露顶板的支架, 如正悬臂交错金属顶梁支架, 横板连锁棚子, 正倒悬臂支架及贴帮点柱等。如高档普采采煤机割煤后, 受到输送机弯曲度的限制, 在一定范围内不能及时打基本柱, 一般采用超前挂金属顶梁或打临时支柱的方法及时支护。

(2) 严禁工人在无支护空顶区进行操作。

(3) 炮采工作面防止放炮崩到棚子。要做到:a.炮眼布置必须合理、装药量要按规程执行。b.支柱质量要牢靠有劲。不能打在浮煤、浮矸上。c.留出炮道, 一旦放炮崩倒支柱, 必须及时架设, 不允许空顶。

2.2 上下出口的局部冒顶

上下两出口位于工作面与顺槽交接处。控顶范围比较大, 在掘进顺槽时由于巷道支护的初撑力一般都很小, 直接顶板要下沉、松动和破碎, 如直接顶是由薄层软弱岩层组成则更易松动破碎。同时在上下出口处经常进行运输机机头及机尾移溜拆卸安装工作, 要移溜就要替换原来的支柱, 就在替换过程中, 顶板容易下沉松动, 破碎顶板就有可能造成局部冒顶事故。随着工作面推进。更换支柱, 在一支一拆的过程中也可能造成局部冒顶。

有效地防止局部冒顶措施如下:

(1) 支架必须有足够的支护强度, 不仅能支承松动易冒的直接顶岩重, 还能支承住老顶采压时所造成的压力。

(2) 支护系统必须具有一定阻力。防止老顶来压时推倒支架。工作面上、下出口处要有特种支架, 一般要求在上下出口范围内加设台棚或木垛等加强支护。

2.3 放顶线附近的局部冒顶

采面放顶线支柱受压力是不均匀的。当人工回拆压力大的支柱时, 往往柱子一松顶板就下沉甚至会顶板冒落。如果回柱工人未及时退到安全地点, 就可能被砸。这种情况在分段回柱回拆最后一根时, 尤其容易发生。当顶板存在有断层、裂隙、层理等切割而形成的大块游离岩块, 也会因游离岩块滚滑推倒支架造成局部冒顶。

防止放顶线上局部冒顶主要措施是:

(1) 采取正确的回柱操作方法, 防止顶板压力向局部支柱集中, 造成局部顶板破碎及圆柱工作的困难。应严格执行作业规程和操作规程, 严禁违章作业。

(2) 为了防止金属网上大块游离岩块在回柱时滚落下来, 推倒采面支架发生局部冒顶事故, 应在大块范围加强支护;要用木柱替换金属支柱;当大块沿走向超过一次放顶步距时, 在大岩块的局部范围要延长控制距;待大岩块全部处在放顶线以外的采空区时再用绞车回木柱。

2.4 地质破坏带附近的局部冒顶

在采面生产过程中, 构造复杂、破坏带附近易发生局部冒顶, 特别是在临近断层、褶曲轴部或顶板岩层破碎带等部位易冒顶。为了防止地质构造附近冒顶, 应首先注意地质构造破碎带的预兆, 如煤层走向、倾向、厚度发生明显变化;顶底板发现不平整, 顶底板和煤岩裂隙多、岩石松软破碎, 裂隙中夹有白色结晶体;煤质变软, 光泽变暗, 有的断层带有滴水或瓦斯涌出量增加的现象。

(1) 过断层的方法:断层落差不超过工作面采高的三分之一, 断层附近顶板比较完整时, 过断层不需要什么措施, 硬推过就行。

(2) 当断层落差较大, 影响范围较广, 可利用巷探探明断层范围, 绕过断层带, 另掘开切眼过断层, 补巷过断层的方法。

(3) 硬过断层的方法:介于两者之间的断层, 一般采用硬过的方法。就是采取挑顶、卧底的措施逐步通过, 在沿走向方向断层影响范围较小时, 几个循环就能顺利通过。对于倾斜断层, 可改变工作面方向, 使工作面斜交逐步通过。有的断层落差不太大。能推过运输机时, 可挑顶卧底, 用戗柱支撑过断层的方法。

(4) 过断层常用的支护方法:断层落差大小不同, 支护方式也不一样, 断层落差较小, 顶板底板或断层面较平整, 断层带不破碎。一般采用带帽点柱和撑住支护即可过断层。

如果断层附近的顶板较破碎, 压力较大。可采用一梁二柱或一梁三柱的棚子, 并支成迈步连锁棚子, 将断层带“挑起”以防冒顶。支架上要背紧构实。

工作面遇较大的断层时, 煤层松软易垮。采高在2.5~3m时, 这时打垂直顶板的支柱较困难, 可留底煤、垫底梁、支柱穿鞋。

侧面用棚板把浮煤挡好, 防止浮煤塌落, 并在挡板外架好木垛。如不留底煤, 可先打超前托梁, 然后由下向上架好木垛。

(5) 陷落柱 (无炭柱) 防止冒顶及通过方法:遇陷落柱的预兆与断层很相似。其不同点是陷落柱边缘多呈凹凸不平的锯齿状, 有各种岩石混合松散体, 而断层附近的岩石则是顶底板岩石。过陷落柱的方法和过断层一样, 可以绕过, 也可以硬过。硬过时, 根据陷落柱破碎程度的不同, 可用套棚、木垛等方法支护。

如果陷落柱胶结不好, 暴露后易流矸。塌顶时, 需要用撞楔超前管理顶板。

摘要：重点对采煤工作面局部冒顶的原因进行分析, 并提出防治措施。

防治冒顶 篇8

7432工作面为孔庄矿IV1深部采区第二个综放工作面, 采用走向长壁综采放顶煤一次采全高工艺, 全部垮落法管理顶板。工作面配备ZF6200/16/28型支架 (136台) 、MG400/930-WD型采煤机、SGZ800/1050型刮板输送机和SZZ1000/400型转载机。采高2.5 m, 采放比1∶0.74。工作面开始回采时间2014-01-16, 收面时间2015-05-30。

工作面标高-679~-780 m, 走向长1 127 m, 面长204 m, 煤层厚度3.40~5.00 m, 平均厚4.35 m。煤层倾角18°~23°, 平均21°, 可回采储量112.6万t。煤层结构简单, 地质构造较复杂, 共揭露35条断层, 落差大于5 m的有3条, 其中FB5断层走向与工作面倾向基本一致, 距离工作面停采线460 m。

2 煤层顶板运动特征参数

经测试, 工作面煤岩物理及力学性质如表1所示。

基本顶中粒砂岩, 平均厚度6.66 m, 直接顶为砂质泥岩、粉砂岩, 平均厚度3.3 m, 底板为砂质泥岩, 平均厚度3.12 m。工作面初次来压较明显, 周期来压不太明显。

按照工作面顶底板分类与分级国家标准, 经测试, 工作面的顶底板运动特征参数和分类 (级) 结果如表2、3、4所示。

3 过断层概述

FB5断层是工作面回采过程中遇到的较大正断层。断层落差5.5~6.7 m, 与工作面两道夹角为89°, 与工作面夹角8°, 断层面倾角55°~60°, 破碎带较宽, 煤岩交界面光滑。断层处煤层顶板为坚硬砂岩 (硬度8~9) , 底板从上向下依次为2 m厚左右的泥岩 (硬度3~5) 和坚硬砂岩 (硬度7~9) 。FB5断层次生断层多, 工作面中部断层位置偏移较大。断层平、剖面示意图如1、2所示。

2014年10月中旬 (溜子道距断层15 m) 开始, 工作面从下端头开始破顶矸抬底调整层位逐步向上端头延伸过断层, 先揭露上盘, 后揭露下盘, 即以仰采方式通过断层带, 至2014-12-20全部结束, 历时近2个月。2014年11月上旬开始工作面共发生大面积片帮冒顶8次 (最高冒高7 m, 走向方向最大深度6 m, 倾向最大距离15 m) , 小范围片帮、掉顶约10次, 造成支架前上方 (断层下盘及破碎带) 的煤顶及矸石几乎全部掉落。过断层漏冒顶涉及范围达工作面长度的2/3, 顶板管理难度大, 推进速度缓慢, 11月份全月推进仅13.5 m。为有效遏制漏冒顶事故, 期间采取了多项综合防治技术, 扭转了被动的安全生产局面。

4 漏冒顶的预防

4.1 提前调整过断层层位

由于溜子道机头先揭露断层, 因此在机头距断层面15 m即开始抬底挑顶, 初期抬底量控制在每刀0.10 m, 待机头推过断层10 m后, 断层面在40#架处, 此时按每刀2.5架进行抬底, 每刀抬底量控制在0.10~0.15 m (仰采角度10°~15°) 左右, 同时合理控制工作面的倾角, 当超过25°时, 吊挂防护网, 防止滚矸窜出伤人[1]。

4.2 合理调整工作面与断层的夹角

工作面与断层线夹角小, 则断层在工作面暴露范围大, 顶板维护困难;工作面与断层线夹角大, 则通过断层带推进距离长, 但顶板维护容易。FB5正断层与工作面夹角小, 调机头使工作面与断层线呈现一定的夹角, 以减少一次暴露的全岩段长度, 减缓断层区工作面倾角, 使溜子上窜, 但要注意前部溜子机头与转载机的合理搭接问题。

4.3 提前分析顶底板岩石硬度, 少破硬岩

推采过岩石, 当断层岩石硬度<4时, 可用煤机截割, 采煤机牵引速度应控制在2~3 m/min;当岩石硬度>4时, 则采用浅打眼、少装药、放小炮的方法预先挑顶。打眼时要选择好炮眼的位置和角度, 放炮时要在支架前悬挂挡矸网和废旧皮带。

4.4 控制仰采角度, 防治溜子垫矸

过断层时液压支架上仰斜移动, 仰斜角度以15°为宜, 最大不超过20°。如果断层处煤层在工作面推进方向的上方, 则用截割或放炮的方法挑顶, 使支架按预定的仰角、坡度逐步通过断层。割煤后及时移架、推溜, 防治煤壁片帮掉矸落入前部运输机铲煤板下, 发现煤壁堆煤矸时应用煤机扫底或人工清理后再推溜。

4.5 及时推溜到帮, 保证循环进度

全岩段爆破制定周密措施, 每一循环 (每割一刀) 保证一个截深 (600 mm) , 特别是断层放震动炮落矸, 进度不能低于500 mm, 否则重新补打炮眼, 再次爆破。

4.6 加强煤壁管理, 及时压注固帮材料

FB5断层煤岩交界面光滑, 断层带煤矸极为破碎, 常发生沿滑茬面片帮、抽顶。为此, 在断层破碎带提前预注“马丽散” (速凝型加固超前破碎松散煤体材料) 等加固材料, 使煤矸粘结形成一个整体, 并有一定的抗压强度, 防止片帮继续扩大, 提高支架支护状态。

5 漏冒顶的治理

5.1 高冒区压注“赛福特”充填材料

当顶板出现大面积高冒时, 充填“赛福特”人工假顶 (底部用半圆木和大板等封闭) , 充实高冒区, 防治片帮抽顶继续扩大。同时假顶具有一定的抗压强度, 在工作面大倾角的情况下能有效避免支架歪斜、倒架[2]。“赛福特”是由A、B两组有机复合材料组成, 属液态改性高分子树脂充填材料, 主要用于煤矿井下巷道冒顶空洞充填和两道密闭墙之间的充填等。充填的A、B两组成分互相反应迅速膨胀固化充满空洞, 并附着粘结在破碎煤岩体上, 使破碎顶板不再垮落, 形成再生顶板。工作面充填示意图如图3所示。

5.2 人工做超前逮顶煤

片帮深度1~3 m、冒顶高度小于1 m时, 为加快留住顶煤, 在架前冒顶范围用长钢梁配合木料、单体做超前维护顶帮, 具体做法:选用4 m长11号矿用工字钢吊挂于支架下方, 工字钢靠近老塘侧一端用两挂锚链固定悬挂在支架前梁和主梁下, 煤壁的一端用1棵单体液压支柱托住并顶牢煤壁。2台支架为一组, 在工字钢上方沿倾向铺设半圆木瞒顶, 做人工假顶护严顶板。超前完成后, 及时对煤壁用铁锚杆加固, 然后割煤、调架和移架。工作面人工做超前支护示意图如图4所示。

5.3 锚超前铁刹杆

片帮深度0.6~1 m、采高大于2.6 m时, 先移动超前支架, 后在支架前梁处打超前铁刹锚固顶帮。铁刹杆采用长2.5~3.0 m、φ32 mm圆钢做成, 一端带尖。将铁刹杆沿支架前梁尽量紧贴顶板的煤壁以10°~15°仰角平行楔入煤壁 (预先钻眼孔) , 间距500~750 mm, 每架施工至少2根。刹杆安装到位后将外露端用支架前梁托起后割煤, 每推进4刀打一轮铁刹杆, 保证压茬刹顶不脱节, 使支架快速生根, 促进了顶板的完整性。采高小于2.6 m时一般采用紧贴前梁下方锚长1.5 m的木锚杆固帮护顶, 便于煤机通过。

5.4 移动超前支架逮顶煤

片帮深度不足0.6 m时, 用单体液压支柱配合, 及时移动超前支架, 并伸前探梁支护到煤壁。技术关键是要把顶煤逮住, 为此需要在采煤机割煤前煤帮打铁刹杆护顶, 支架前梁铺金属网和大板, 降支架前梁托住网子、大板及铁刹杆, 支架前梁挤紧煤帮, 采煤机从前梁下割过后再次移动超前支架, 直到逮牢顶煤。

5.5 支架上打联锁木垛接实顶板

工作面抽顶处待顶板稳定后及时组织接顶, 在支架前梁上铺走向半圆木或工字钢托棚, 并用半圆木和方木接顶、铺金属网 (防止煤矸顺木垛缝隙下漏) , 移架时调整好顺序, 维护好木垛的完整性。联锁木垛紧靠煤壁, 走向用φ200 mm长3~4 m半圆木, 倾向用2~4 m的半圆木, 打好木垛、升起支架、接牢顶板, 如图5所示。

6 结论与建议

孔庄煤矿7432综放面与工作面平行的倾向大断层, 关键在于断层破碎带漏冒顶及片帮的针对性防治。通过分析顶底板特征及分类, 采取注“马丽散”加固煤壁、加大伪斜开采、调整回采层位、及时挑顶抬底、人工做超前逮顶煤、注“赛福特”造假顶、移动超前支架、联锁木垛接顶等综合防治技术, 实现了工作面安全回采, 对类似地质条件的矿区开采提供了借鉴经验。

摘要：为解决孔庄煤矿7432综放工作面过倾向大断层期间的片帮及漏冒顶问题, 采用理论与实践结合的方法, 浅析了漏冒顶预防和治理技术。通过分析顶底板特征及分类, 采取注“马丽散”加固煤壁、加大伪斜开采、调整回采层位、及时挑顶抬底、人工做超前逮顶煤、注“赛福特”造假顶 (充填高冒区) 、移超前支架、联锁木垛接顶等防治技术, 实现了工作面安全回采, 对类似工作面的开采具有一定的参考价值。

关键词：综放面,过断层,漏冒顶,综合防治

参考文献

[1]尚海涛, 王家臣.综采放顶煤的发展与创新[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2005.

防治冒顶 篇9

【摘要】在煤矿事故当中，煤矿掘进冒顶事故是其中发生比较频繁的煤矿安全事故，但是却对矿工们的生命安全造成了严重的威胁。近年来，掘进设备开始不断的更新，掘进技术也获得了飞速的进步和发展，这种掘进冒顶事故的发生情况已经获得了有效的改善，但是其中根本性的问题没有获得解决，安全问题依然存在。本文针对煤矿掘进冒顶事故发生的原因进行分析，并为此推出相应的防范对策以供参考。

【关键词】煤矿；煤矿掘进冒顶事故；原因及对策

引言

在煤矿掘进开采的过程的当中，随着掘进工作的不断深入和推进，很容易促使顶板的面积也跟着扩大，而顶板的面积一旦扩大就很容易促使其出现变形弯曲、板体出现裂缝以及下沉、掉渣的情况。针对这些情况，如果沒有做出一个较好的安全方法措施，那么在严重的情况下，就很容易出现生产停顿、跨面的突发事故，从而造成人员的伤亡。根据有效的数据表明，我国煤矿掘进冒顶事故的发生率占据全国事故发生总数的百分之四十以上，而且当其中的事故发生以后，人员的伤亡率通常都在百分之二十作用，这就严重的威胁并影响了煤矿工作人员们的生命安全。所以就必须做好相应的方法和措施，并以此来保护矿工们的生命安全。

1.引发掘进冒顶事故的常见原因

1.1矿区防护支架安装不当

通常在煤矿矿区所安装的支架其工作的阻力一般都比较低，且收缩量也相对较小，在支撑以及支护方面的力度显得不够充足。一般都是因为安装人员将相应的棚腿架设在了浮煤和浮石的上方，从而导致支架顶端的棚子两帮并没有完全的安插紧实，从而直接降低了棚架本身所具有的整体性和稳定性，促使支架完全撑不住顶板的按压力，直接出现堆垮的情况，最终酿成煤矿掘进冒顶事故的发生[1]。也有一些工作人员在工作面上面放炮之后，并没有进行及时的支护操作，这样放炮之后很容易崩倒支架，再加上没有对其进行及时的补充和扶正，从而直接导致两个支架之间所产生的距离越来越大，直接降低了支架本身所具有的承受能力。一旦这种空顶的时间过长，就很容易引发煤矿掘进冒顶事故的发生。

1.2管理制度不完善，执行力度不足

在进行现场施工的过程当中，因为管理者缺乏相应的制度执行力度，因此很多工作人员都无法及时的、彻底的找出目标或者直接是进行了违规的操作，从而无法及时的发现其中潜在的危险和隐患，所以就必须要做好相应的防护措施，避免工作面危石突然坠落，从而有效的降低事故伤亡的情况。就比如在94年塑里煤矿当中所发生的掘进冒顶事故，当中的工作人员在真正进行事故的过程当中，通常需要进行打眼和放炮的操作，但是因为迎头第三棚的梁子掉落一个，从而直接导致迎头棚的棚腿开始向后倾斜，而相关的工作人员并没有及时的扶正，而是在出完货物之后再进行扶正。这就导致在进行扶棚的过程当中，突然发现顶板位置开始出现裂缝，于是用钎子顶了一下，结果顶板上方直接掉落下一块大岩石，当场砸死一人。

1.3对于煤矿开采区域的地质构造了解得不够透彻

一般掘进冒顶事故发生的原因也有一部分是由于开采设计人员对于开采地区的地质构造了解得不够透彻，从而导致在进行煤矿开采的过程当中，巷道的围岩密度非常的松软，而且非常容易风化，一些节理裂隙也将越来越多[2]。也有一些煤矿开采的巷道直接通过了岩石的断层以及层和褶皱的地质结构地带，这就直接促使开采巷道内的岩石出现破碎的情况，促使大量的碎石开始坠落，而在支架方面也无法支撑起如此大量的破碎岩石所产生的挤压力，很容易出现崩碎效果，直接砸裂砸垮棚腿，从而造成掘进冒顶事故。

2.防范常见掘进冒顶事故的有效对策

2.1遵循施工制度来进行安全支护

在进行巷道安全支护时，通常都是使用棚架支护的方法来进行，这种方法需要用到撑木、拉杆以及连棚器等，通过这些主要元件来讲整个棚子连接成一个整体，并以此来提升支架整体方面的稳定性，从而有效的防治棚子被推垮。而当掘进的工作面遭遇到褶皱、断层等一些不利的地质构造时，则需要根据这些恶劣地质的发展情况来对棚子之间的间距加以调整。在真正使用拱形棚子时，则必须要设计出和其相互配套的卡缆，通过这个卡缆来扭紧力矩，并保证其不会低于设计方面的规定，而且在施工现场也必须要配置相应扭矩指示器的扳手，并在往后的工作当中做好此类工作的检查。还有一种支护方式则是采用锚杆锚喷巷道来进行支护，这就支护方式就要求相应的施工人员必须要严格的按照设计方面的规定来进行施工和操作，假如发现其中的锚杆失效，则必须要及时的采取相应的补打措施来进行，而且锚杆的补锚力也必须要达到规定的要求，同时也必须做好相应的检查工作。

2.2严格按照施工制度来进行操作

在进行煤矿掘进的过程当中，必须要指派出本身具有一定经验的工人以相应的操作要求来进行敲击检查的工作，在进行敲击时，必须要有专门的人员来对其进行监护，同时操作人员也必须要站在相对安全的位置来进行施工和操作，可以通过手镐或者是一些钢钎来进行敲击检查，在敲击的过程当中可以缓慢的加重力度[3]。这项敲击检查的工作主要是检查在敲击过程当中是否会出现空声或者是嗡嗡的声响，如果存在此类声响，就需要使用长柄的工具来讲处于悬空当中的石块或者是相应的煤块撬下来。而如果敲击时，手指能够感到明显的震动，则说明在顶板位置有石块已经从这个整体当中脱离了出来，很有可能会出现冒落的危险，因此就需要将其撬下来，如果石块过大，则应当及时采取相应的措施来解决。

2.3强化施工人员的专业素质

这主要是要求提升管理以及施工人员方面所具有的综合性素质，这对于矿区掘进工作来说非常的重要。因此就必须针对所有的施工人员进行专业技能素质方面的培训工作，并以此来提升其整体的综合性素质。这就需要各个管理部门的人员都必须深入到施工的现场，从而真正做到对整个工程的地质构造加以熟悉，从而全面提高其在支护、抵押以及松石处理等多方面的技术管理知识。

3.结语

综上所述，要想防范常见掘进冒顶事故就需要遵循施工制度来进行安全支护、严格按照施工制度来进行操作、强化施工人员的专业素质等，这样才能真正对掘进冒顶事故的发生起到良好的防范作用。

参考文献

[1]王果.煤矿掘进巷道冒顶事故原因分析及预防[J].能源与节能，2014（05）.

[2]孙永喜.煤矿掘进冒顶事故分析[J].科技创新与应用，2013（34）.

防治冒顶 篇10

1 方案选择

目前,煤矿用到的注浆加固材料[1,2,3,4]有固体灌浆材料和化学灌浆材料两大类,它们都可以在压力作用下注入地层、岩石或构筑物的缝隙、孔洞中,起到增加承载能力、防止渗漏及提高构筑物整体性能等作用。固体灌浆材料是由固体颗粒和水组成的悬浮液,种类有黏土浆、水泥浆、水泥黏土浆、水泥粉煤灰浆等,它的特点是取材方便、造价低、施工简单,有较好的防渗或固结能力,但所填缝隙宽度受固体颗粒大小的限制。化学灌浆材料是由化学药剂制成的流动性好的液体,它的优点是黏度低、可注性好,能注入岩层中的细小裂隙或孔隙,且扩散充填良好,浆液初凝和固化时间具有较大的调节幅度;缺点是结石体强度较低、对周围环境和地下水源有一定的污染,价格较贵。因此,在以加固为目的的工程中一般较少采用化学浆材。

当工作面已出现冒顶时,首要问题是确保工作面安全推进至终采线。但固体灌浆材料的初凝时间较长,尤其是浆液粒度较大、可注性差,对于工作面前方继续推进防冒顶工作优势不大,所以选用化学灌浆液进行注浆加固。

2 煤岩体化学注浆加固机理

煤岩体化学注浆加固[2,3,4]是利用化学浆液来充填和加固围岩(煤层)裂隙,提高煤岩体强度,提高煤岩体自身承载能力,保持围岩稳定,并参与围岩内的应力平衡。浆液经挤压渗透到煤岩体纵横交错的裂隙中固结,形成网络骨架结构,增大煤岩体自身承载能力;另一方面,虽然形成的网络骨架的高分子化学材料抗压强度不一定比围岩高,但此固结体具有良好的韧性和黏结性,煤岩体固化后,巷道周边的固化圈已形成较为稳固的柔性结合体,具有较好的稳定性,施工时不会立即垮落,给顶板支护赢得了时间,从而通过后期支护手段的应用,避免破碎顶板发生冒顶事故。同时,由于固结体具有良好的韧性,当外部载荷增加时,固化材料发生变形但不破坏,载荷主要由强度较高的煤岩体承担,这样围岩的破坏条件由原来的裂隙弱面强度条件向接近岩体强度条件转化。当外部载荷超过围岩强度而发生较大变形时,固结材料的网络以其良好的韧性和黏结强度起到骨架作用,提高围岩的强度,限制其破坏的扩展,从而改善围岩的力学状况。化学浆液的工程性能主要由主剂决定,虽然辅助剂、催化剂也有一定的影响,但影响程度不大。

3 工作面注浆加固

3.1 注浆材料选择

工程上通常根据材料的主要性能和工程应用的主要方面将化学材料分为防渗堵漏型和防渗补强型。防渗堵漏型材料较多应用于浅层含水层的固砂防渗或井下破碎岩体的预注浆处理;而防渗补强型浆液主要用于进行井下岩体加固防渗。对于注浆材料,根据其主剂材料性质,大致可分为水玻璃类、有机材料类和高分子材料类3种类型[3]。高分子材料类是近年来研究比较多的,主要有威尔浮注浆加固材料及马丽散等。

(1)充填材料。

根据冒落区空间大小及顶板破碎程度,从安全、经济的原则出发,决定选择威尔浮材料对冒落区进行充填。威尔浮注浆材料是一种有机高分子双液型注浆充填材料,具有较好的渗透性,与煤岩体有较高的黏合力,在压力作用下可渗透到微裂隙中,混合后反应膨胀、凝固,形成致密的网络骨架体,对工作面顶板和煤壁起到有效的固结作用。一般采用专用压注设备将威尔浮A、B两种化学原料等量压注到破碎煤岩体后,经充分混合便发生一系列复杂的化学反应,生成对煤岩体具有较高黏结性的有机弹性体,人为地改善了松软破碎煤岩体的物理力学性能,有机弹性体在破碎煤岩体内膨胀、渗透、充满整个裂隙面形成网络骨架,起到补强加固作用、充填密实作用[5]。其性能指标见表1。

(2)加固材料。

根据2209工作面前方煤体整体性差、矿压显现剧烈这一情况,决定选择波雷因材料对煤体进行加固。波雷因(填充加固剂)注浆材料具有较高的黏合力和较好的机械性能,与地层有较强的亲和力,固结体的柔韧性能承受一定的地层变形。材料注入地层以后,低粘度混合物渗透进细小的裂缝并膨胀,产生二次压力,将受注煤、岩体胶结为一个整体[6]。其主要性能指标见表2。

3.2 注浆工艺

(1)充填工艺。

在冒落区范围内均匀布置充填孔,间隔3～4 m。充填管出浆口安设在距最大冒高0.5 m范围内,以使充填时接顶良好,保证充填饱和度(图1)。

(2)加固工艺。

①选定注浆位置:需要注浆加固的地点为顶板破碎、煤墙容易片帮的区段。因此应在顶板完整、煤墙壁没有片帮的位置布置注浆钻孔,钻孔打到破碎区进行注浆。同时应确保注浆作业点上方顶板支护良好,没有安全隐患。②打眼:在选定的位置采用锚杆机和风煤钻进行打眼,钻孔直径选择28 mm(或42 mm)。眼口离顶板约0.5 m,向上方呈15～20°仰角布置(图2)。采用沿工作面倾向方向单排眼布置方式,孔深根据循环进度取4～6 m。孔距根据工作面煤壁和顶板情况可以按1～2 m布置,即顶板破碎、煤壁容易片帮的地方孔距小;反之,孔距大。③插管:打眼后,及时向孔内插注浆管。将Ø12.7 mm钢管加工成2 m长1根,各段之间用管箍进行连接,管端头与孔底留1.0～1.5 m的空隙,防止堵管,同时有利于注浆材料的扩散。钢管插入后,孔口周围间隙用材料封堵严实,防止泄漏。④注浆:用三通将Ø12.7 mm钢管与2根注浆管进行连接,开动气动注浆泵进行工作,将2种加固材料按照1∶1的比例压入注浆孔内,并沿裂隙进行扩散。当压力达到15 MPa后,停止注浆。

3.3 注浆情况分析

(1)注浆分布。

工作面注浆从原理上说,煤体破裂程度越大,需要浆液就越多,注浆量和工作面破碎程度应呈正比关系。项目实施过程中,统计了浆液用量沿工作面长度的分布关系(图3),从工作面注浆量来看,23#—40#支架之间与45#—55#支架之间注浆较多,最多53#架处达100桶(即2 500 kg)。这也是工作面两处顶板最差、煤壁最不稳定的区域。

(2)注浆量的时间分布。

从图4中可以看出,2008年10月11—13日中的最大注浆量为130桶,最小量为20桶,工作面注浆时间一般可以在2 h内完成,并且经注浆后工作面煤壁稳定,可以说明所选择的方案合适,未占用较长的采煤时间。

(3)注浆材料使用情况。

整个项目施工期间,共使用注浆材料33.9 t,工程材料费总造价86.55万元,安全回采出31 961.25 t原煤,创造1 757.87万元的经济效益。注浆材料使用情况见表3。

3.4 效果分析

(1)充填材料有效地填充了工作面冒顶后形成的裂隙,减少了顶板运动的距离,同时,对冒顶区顶板进行了及时支护,防止了二次冒顶。

(2)冒顶区进行注浆加固后,为冒顶处理创造了有利条件,减少了处理冒顶的危险性。为安全顺利通过冒顶区提供了可靠保障。

(3)对顶板和煤壁进行注浆加固后,顶板和煤壁得到了控制。为工作面顺利推进创造了条件,保证了作业人员的安全。

(4)对机尾三角区进行加固,对机尾交叉口进行了有效的支撑,避免了由于机尾煤柱的片帮造成大的事故。

(5)工作面收尾期间,进行顶板及煤壁注浆加固,保证了设备拆除通道的稳定,满足设备拆除高度、宽度要求,为工作面设备回撤创造了良好条件。

4 结语

(1)在煤层倾角最大达到53°、顶板极其破碎、煤层极易片帮的情况下,该矿对2209综采面大胆采用了化学材料进行注浆加固,取得了良好的安全效益和社会效益,充分体现了以人为本的煤矿安全管理理念,减少了安全风险,积累了经验,对类似条件的煤矿有借鉴价值。

(2)化学注浆加固的步骤:①对冒顶区采用支护木棚进行临时支护,对支护棚采用打木垛方式进行稳固,然后对支护棚上方的冒落空洞用塞荆笆进行初步充填;②使用威尔浮注浆材料对冒落空洞进行充填;③对支架前方顶板进行波雷因化学材料注浆加固;④对工作面煤壁进行循环超前预注浆加固,直至工作面顶板稳定、煤壁不容易片帮时,停止注浆加固,恢复正常生产。

参考文献

[1]国家煤矿安全监察局.煤矿安全规程[M].北京:煤炭工业出版社,2005.

[2]煤炭科学研究院建井所注浆室.煤矿注浆技术[M].北京:煤炭工业出版社,1978.

[3]张农.巷道滞后注浆围岩控制理论与实践[M].徐州:中国矿业大学出版社,2004.

[4]王国际.注浆技术理论与实践[M].徐州:中国矿业大学出版社,2000.

[5]黄成华,刘瑜,唐红星.威尔浮化学浆加固法在祁东煤矿过9煤层中的应用[J].安徽科技,2006(11):42-43