煤矿顶板事故防治技术课件.（精品PPT）.ppt

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1、煤矿顶板事故防治技术,华北科技学院副院长 中国煤矿安全技术培训中心副主任,段绪华 教授,煤矿顶板事故防治技术,第一部分：煤矿顶板事故综述； 第二部分：矿山压力的基本知识； 第三部分：顶板事故的致因与防治； 第四部分：煤矿事故隐患分析； 第五部分：冲击地压的基本知识； 第六部分：深井矿压知识分析。,第一部分：煤矿顶板事故综述,一、顶板事故在煤矿事故中的比重,图1-1 19502003年煤矿各类事故原因分析,第一部分：煤矿顶板事故综述,一、顶板事故在煤矿事故中的比重,图1-2 19502003年煤矿各类事故发生起数及死亡人员统计分析,第一部分：煤矿顶板事故综述,二、回采工作面与巷道顶板事故发展趋势

2、分析,19541985年期间，顶板事故的死亡人数占总事故死亡人数的45%，其中，采煤工作面顶板事故占75%，巷道顶板事故占25%。 19861992年期间顶板事故死亡人数占总死亡人数的40%，其中，采煤工作面顶板事故占顶板事故总数的66%，巷道顶板事故上升到34%。,第一部分：煤矿顶板事故综述,三、顶板事故的特点,顶板事故具有四个属性 （一）突发性 （二）灾难性 （三）破坏性 （四）继发性,四、对顶板事故的认识和加强顶板管理的重要性,第一部分：煤矿顶板事故综述,思考题：,试分析煤矿顶板事故在煤矿事故中的所占的比重，说明了什么？ 试分析煤矿顶板事故各种原因说明了什么？如何预防？ 工作面的顶板事故

3、与巷道顶板事故有何变化趋势，为什么？ 顶板事故具有何特点？ 如何认识加强顶板管理的重要性？,第二部分：矿山压力基本知识,一、开采后上覆岩层的移动特征,四、采煤工作面顶板的控制,二、采煤工作面矿压显现的基本规律,三、采掘工作面周围的矿压显现特点分析,一、开采后上覆岩层的移动特征,1.岩层移动和破坏的影响因素 2.上覆岩层移动的破坏特征,（一）三带的形成,冒落带 裂隙带 弯曲下沉带,一、开采后上覆岩层的移动特征,（一）三带的形成,图2-1 顶板岩层移动和破坏现象,一、开采后上覆岩层的移动特征,（一）三带的形成,3.上覆岩层运动规律的研究内容,（1）冒落带的高度； （2）裂隙带的高度； （3）直接顶

4、的发展变化规律； （4）基本顶各岩梁的发展变化规律； （5）支承压力发生、发展变化规律； （6）内外应力场的形成条件及其发展变化规律。,一、开采后上覆岩层的移动特征,（一）三带的形成,4.上覆岩层运动规律对顶板事故的影响,事故原因：采动诱发顶板运动和破坏； 事故形成条件 支护不及时 支护决策失误：支护方式不合理（没有针对顶 板运动破坏等特点），没有满足“合理位态”控制 的要求，表现为支护阻力不足或可缩量不够。,一、开采后上覆岩层的移动特征,（二）上覆岩层的移动特点分析,图2-2 上覆岩层移动的实测曲线,一、开采后上覆岩层的移动特征,（二）上覆岩层的移动特点分析,图2-3 回采工作面上覆岩层沿工

5、作面推进方向的分区,二、采煤工作面矿压显现的基本规律,（一）直接顶的初次垮落,初次放顶步距一般为620米。步距的大小是根据直接顶的岩石强度、厚度、节理裂隙发育程度等因素确定。 初次垮落应注意：在掌握步距或冒落规律的同时，放顶时应采取必要的加固措施，以保证生产安全。,二、采煤工作面矿压显现的基本规律,（二）老顶的初次来压,初次来压步距大小与老顶厚度、岩性、地质构造有关，一般为2035米，有时可达5070米，甚至更大。 初次来压的特点：顶板急剧下沉，支架载荷明显增加，顶板出现沿煤壁的裂隙，甚至发生台阶下沉现象，煤壁严重片帮、采空区顶板大面积垮落，形成巨大的声响和风流等。,二、采煤工作面矿压显现的基

6、本规律,（三）周期来压,周期来压步距，一般比初次来压步距要小，通常为初次来压步距的1/21/4倍，一般为512米，有时可达2030米。,三、采掘工作面周围的矿压显现特点分析,（一）回采工作面周围的矿压规律及特点,1.层面内,图2-4 采空区周围应力重新分布的概貌 1工作面前方超前支承压力； 2、3、4沿倾斜、仰斜及工作面后方残余支承压力,三、采掘工作面周围的矿压显现特点分析,（一）回采工作面周围的矿压规律及特点,1.层面内,图2-5 回采工作面周围支承压力在煤层平面内分布示意图,三、采掘工作面周围的矿压显现特点分析,（一）回采工作面周围的矿压规律及特点,2.顶底板方向,图2-6 支承压力在被开

7、采煤层顶底板中分布示意图 1采动影响带边界；2支承压力区；3卸载区边界,三、采掘工作面周围的矿压显现特点分析,（一）回采工作面周围的矿压规律及特点,2.顶底 板方向,图2-7 煤体与采空区交界处底板岩层中的不同矿压显现区,应力增高区，不应 布置巷道 应力降低区，受采动影响且距离较远，不宜布置巷道 影响轻微区，适合布置巷道 未受采动影响区。,三、采掘工作面周围的矿压显现特点分析,（一）回采工作面周围的矿压规律及特点,3.工作面端头,图2-8 煤层凸出角处的叠合支承压力,三、采掘工作面周围的矿压显现特点分析,（二）巷道矿压特点分析,1.受采动影响的沿走向方向的平巷,图2-9 工作面下顺槽顶底板移动

8、的全过程曲线 1移动速度曲线；2移近量曲线,.巷道掘进阶段 每天移近量，从几毫米至几十毫米，稳定期一般小于1毫米/天 .无采掘影响阶段 每天0.20.5毫米/天 .采动影响阶段 采前几毫米到几十毫米，占总移近量的1015%；采后为2030毫米/天，少数情况下4050毫米/天，占5060% .采动影响稳定带 1毫米/天，高达12毫米/天，占58% .二次采动影响带 1030毫米/天，占2025%。,从掘进到报废整个服务期间，顶底板移近总量为： U = U0 + v0t0 + U1 + v1t1 + U2,三、采掘工作面周围的矿压显现特点分析,（二）巷道矿压特点分析,1.采动影响区沿倾斜方向的矿压

9、显现分区,图2-10 采区斜巷中沿倾斜不同矿压显现带,卸载带： 宽为13米 支撑压力带： 宽为1225米， k=23 原岩应力带,四、采煤工作面顶板的控制,（一）支护对支架的要求,采掘工作面支架的“支、护、稳”与常见的 顶板事故有着密切的联系。,四、采煤工作面顶板的控制,（一）支护对支架的要求,1.要考虑不同的煤层顶板条件和煤层倾角,当基本顶来压比较强烈，直接顶很完整，煤层倾角又比较小时，主要考虑“支得起”问题。 对于来压不明显，直接顶比较破碎，煤层倾角又大时，主要考虑“护得好”问题。 当基本顶来压强烈，直接顶比较破碎，煤层倾角又不大时，此时，要考虑“支得起、护得好”问题。 当煤层倾角较大时，

10、顶板又属覆合顶板类型，或分层开采铺有金属网时，主要考虑“稳得住”问题。 当基本顶来压强烈，直接顶又比较破碎，煤层倾角又较大时，支架的“支、护、稳”都要一并考虑。,四、采煤工作面顶板的控制,（一）支护对支架的要求,2.要考虑不同地点对支护的不同要求,靠近煤壁附近的无支护空间要特别注意“护顶”问题。 放顶线附近要特别注意“支和稳”问题。 对上下出口处要尤其注意“支、护、稳”问题。,四、采煤工作面顶板的控制,（一）支护对支架的要求,3.要考虑支架性能,综采支架 单体微增阻式支柱和单体液压支柱 单体刚性支柱和急增阻式金属摩擦支柱,在选择支架类型和布置时，应充分考虑煤层顶板和倾角等条件要求，性能要和条件

11、要求相匹配，才能把顶板事故减少到最低限度。,四、采煤工作面顶板的控制,（二）支架与围岩的关系,1.围岩是一种天然的承载结构,图2-11 “支架围岩”相互作用原理示意图,四、采煤工作面顶板的控制,（二）支架与围岩的关系,2.支架与围岩共同承载原理的支护方式,二次支护 节式结构的巷道支架,符合上述原理的支护方式及支架结构与性能有：,第二部分：矿山压力基本知识,思考题,煤层被采后，煤层上方和工作面推进方向的岩体移动有何 特点和规律？ 2. 试分析顶板事故的自然原因与事故的形成条件。 3. 试分析采煤工作面矿压显现的基本规律，如何预防顶板 事故的发生？ 4. 采掘工作面周围的矿压显现特点对安全生产有何

12、意义？ 5. 采掘支护工作对支架有何要求，如何实现？,第三部分：顶板事故的致因与防治,一、采煤工作面顶板事故的防治,二、巷道顶板事故的致因及防治,一、采煤工作面顶板事故的防治,（一）顶板事故的分类,采场顶板事故按力源可分为 压垮型 漏冒型 推垮型冒顶,一、采煤工作面顶板事故的防治,（一）顶板事故的分类,由垂直层面方向的顶板力压坏采场支架而导致的冒顶，又分为： 老顶来压时压垮型冒顶 厚层难冒顶板大面积冒顶 直接顶导致的压垮型冒顶,1.压垮型冒顶,一、采煤工作面顶板事故的防治,（一）顶板事故的分类,因破碎顶板没有得到有效的防护而冒落导致的冒顶，又分为：,2.垮漏型冒顶,大面积漏垮型冒顶 局部漏冒型

13、冒顶 工作面上下出口的局部冒顶 放顶线及其附近的局部冒顶 地质破坏带附近的局部冒顶,一、采煤工作面顶板事故的防治,（一）顶板事故的分类,由于平行于层面方向的顶板力推倒支架而导致的冒顶，又分为：,3.推垮型冒顶,复合顶板推垮型冒顶 金属网下推垮型冒顶 大块游离顶板旋转推垮型冒顶 采空区冒矸冲入采场的推垮型冒顶 此外，还可能出现综合类型冒顶,一、采煤工作面顶板事故的防治,（一）顶板事故的分类,煤矿中习惯把采场冒顶分为两大类： 局部冒顶 大型冒顶,一、采煤工作面顶板事故的防治,（一）顶板事故的分类,范围不大，伤亡人数不多（每次12人）的冒顶，可分为：,1.局部冒顶,靠近煤壁附近的局部冒顶 放顶线附近

14、的局部冒顶 上下出口的局部冒顶 地质破坏带附近的局部冒顶,一、采煤工作面顶板事故的防治,（一）顶板事故的分类,范围较大，伤亡人数较多（每次3人以上）的冒顶，可分为：,2.大型冒顶,两端来压时的压垮型冒顶 厚层难冒落大面积冒顶 直接导致的压垮型冒顶 大面积漏垮型冒顶 复合顶板推垮型冒顶 金属网下推垮型冒顶 大块游离顶板旋转推垮型冒顶,一、采煤工作面顶板事故的防治,（二）各种顶板事故的原因分析及勘察,原因分析,1. 靠近煤壁附近的局部冒顶,节理、裂隙发育，岩石强度低 支护质量差，支撑力不足造成离层 炮采时，装药量过多，放顶崩倒支架，顶板失控 老顶来压时，煤壁附近直接顶破碎 新暴露的顶板没有及时支护

15、 综采时，端面距过大,案例分析,一、采煤工作面顶板事故的防治,（二）各种顶板事故的原因分析及勘察,防治措施,1. 靠近煤壁附近的局部冒顶,对新暴露的顶板及时支护，如图3-1、3-2、3-3所示 炮采时，炮眼布署及装药量要合理 煤层的节理方向与工作的推进方向垂直或斜交 来压期间，若煤壁片帮，要进行超前支护，减小端面距 综采时，对破碎顶板要注入粘结剂进行固化 加快工作面推进速度 采高大，煤体松软时，加设护帮装置,一、采煤工作面顶板事故的防治,（二）各种顶板事故的原因分析及勘察,1. 靠近煤壁附近的局部冒顶,图3-1 正悬臂交错顶梁支护,一、采煤工作面顶板事故的防治,（二）各种顶板事故的原因分析及勘

16、察,1. 靠近煤壁附近的局部冒顶,图3-2 错梁直线柱支架布置 1-临时柱；2-正式柱,一、采煤工作面顶板事故的防治,（二）各种顶板事故的原因分析及勘察,1. 靠近煤壁附近的局部冒顶,图3-3 短顶梁与基本顶梁配合情况,一、采煤工作面顶板事故的防治,（二）各种顶板事故的原因分析及勘察,原因分析,2.上下出口局部冒顶,此处为应力叠加区域，顶板完整性可能遭到破坏 换棚时，破碎顶板冒落 移机头机尾，交换抬棚，破碎顶板冒落 老顶来压时，支柱侧向力不足，推倒支架造成 局部冒落 老顶来压时，压坏部分支柱，导致的局部冒顶,案例分析,一、采煤工作面顶板事故的防治,（二）各种顶板事故的原因分析及勘察,防治措施,

17、2.上下出口局部冒顶,及时架设有足够支撑力和可缩性的支柱 支护糸统必须具有一定的侧向力 换棚时，要模清顶板情况，采取必要的措施,一、采煤工作面顶板事故的防治,（二）各种顶板事故的原因分析及勘察,原因分析,3.放顶线附近的局部冒顶,回柱方式不合理，先回“吃劲”柱子，引起周围破碎 顶板的冒落 顶板存在由断层、裂隙、层理等切割而成的大块游离 岩块时，回柱后游 离岩块推倒支架，导致冒顶。如图34所示 在金属网假顶下回柱放顶时，如果网上有大块游离岩， 也会发生因游岩块旋转而推倒支架的局部冒顶,案例分析,一、采煤工作面顶板事故的防治,（二）各种顶板事故的原因分析及勘察,3.放顶线附近的局部冒顶,图3-4

18、顶板中游离岩块旋转推倒支架,一、采煤工作面顶板事故的防治,（二）各种顶板事故的原因分析及勘察,防治措施,3.放顶线附近的局部冒顶,采用正确的回柱方法，防止顶板压力向局部支柱 集中而造成回柱的困难 若工作面使用木支柱，可直接用铰车远距离回柱 加强地质工作，记载大岩块的位置与尺寸 在大岩块下用木垛等加强支护 当大岩块尺寸超过一次放顶步距时，在大岩块下 延长控顶距,一、采煤工作面顶板事故的防治,（二）各种顶板事故的原因分析及勘察,原因分析,4.地质破坏带附近的局部冒顶,工作面与断层垂直或斜交 在顶板活动过程中，断层附近的破断岩块顺断面 下滑，推倒工作面支架局部冒顶,案例分析,一、采煤工作面顶板事故的

19、防治,（二）各种顶板事故的原因分析及勘察,防治措施,4.地质破坏带附近的局部冒顶,断层破坏带在工作面出现后，加强支护，背好背板 在放顶线处，断层两侧架好木垛，加强支护 迎着岩块可能滑下的方向支设戗棚或戗柱,一、采煤工作面顶板事故的防治,（二）各种顶板事故的原因分析及勘察,冒顶特点,5.复合顶板推垮型冒顶,顶板压力不大，支架无变形，无折损 多数情况下，直接顶已沿煤壁断裂 冒顶后，支柱多数沿煤层向下倾倒 多数情况下，发生在回柱放顶过程,一、采煤工作面顶板事故的防治,（二）各种顶板事故的原因分析及勘察,冒顶机理,5.复合顶板推垮型冒顶,离层,图3-5 下位软岩层离层断裂,断裂,一、采煤工作面顶板事故

20、的防治,（二）各种顶板事故的原因分析及勘察,冒顶地点,5.复合顶板推垮型冒顶,开切眼附近 地质破坏带附近 旧巷附近 掘进破坏复合顶板的地点,倾角大的地段 顶板岩层含水的地段 局部冒顶区附近 尖灭构造地段,案例分析,一、采煤工作面顶板事故的防治,（二）各种顶板事故的原因分析及勘察,防治措施,5.复合顶板推垮型冒顶,掘进上下顺槽时，不破坏复合顶板 应用伪倾斜工作面，以增加阻力 控制采高，使软岩冒落后超过采高，增加六面体 下推的阻力 采用整体支架，用拉钩联接器把每排支柱连起来， 与铰接顶梁十字交叉，形成整体结构，如图3-6所示。 利用戗棚、戗柱加强支护 系统布置树脂锚杆，将开切眼附近和控顶区内的 软

21、硬岩层锚在一起，防止冒顶,一、采煤工作面顶板事故的防治,（二）各种顶板事故的原因分析及勘察,5.复合顶板推垮型冒顶,图3-6 拉钩式连接器 1-金属支柱；2-拉钩式连接器,一、采煤工作面顶板事故的防治,（二）各种顶板事故的原因分析及勘察,冒顶特点,6.金属网下推垮型冒顶,发生在初次放顶前后及回柱时 推垮前支柱受力一般不大 推垮时，支柱无折损 推垮速度快，人力无法抵抗 煤层倾角一般在20以上发生 支护方式一般为单体金属磨擦支柱,一、采煤工作面顶板事故的防治,（二）各种顶板事故的原因分析及勘察,冒顶机理,6.金属网下推垮型冒顶,由于支护失效，首先形成网兜 由于支柱初撑力小，刚度小，在碎块压力下，

22、支架失稳。如图3-7所示。,案例分析,一、采煤工作面顶板事故的防治,（二）各种顶板事故的原因分析及勘察,6.金属网下推垮型冒顶,图3-7 金属网假顶下推垮型冒顶过程,一、采煤工作面顶板事故的防治,（二）各种顶板事故的原因分析及勘察,防治措施,6.金属网下推垮型冒顶,提高初撑力及刚度，增加稳定性 在二分层及以下分层开采时，用内错式布置开切眼， 避免网下碎矸之上存在空隙 用“整体支架”增加支架的稳定性 初次放顶，要把金属网下放到底板,一、采煤工作面顶板事故的防治,（二）各种顶板事故的原因分析及勘察,冒顶特点,7.大块游离顶板旋转推垮型冒顶,发生在回柱时或放顶后 游离岩块的重力与支反力不在同一条作用

23、线上， 重力大于支反力，且重力靠老塘侧 一般将支柱推向煤壁,一、采煤工作面顶板事故的防治,（二）各种顶板事故的原因分析及勘察,冒顶机理,7.大块游离顶板旋转推垮型冒顶,顶板由断层、裂隙、层理或薄弱岩层切割成 游离大岩块 大岩块形成旋转力矩，将支柱推倒,案例分析,一、采煤工作面顶板事故的防治,（二）各种顶板事故的原因分析及勘察,防治措施,正确判断游离岩块的范围 对游离岩块加强支护 待游离岩块全部处于采空区时，再用回柱绞车,7.大块游离顶板旋转推垮型冒顶,一、采煤工作面顶板事故的防治,（二）各种顶板事故的原因分析及勘察,顶板条件,直接顶较薄，厚度小于采高23倍 直接之上的老顶分层厚度小于56米,8

24、.压垮型冒顶,一、采煤工作面顶板事故的防治,（二）各种顶板事故的原因分析及勘察,冒顶前兆,煤壁片帮 顶板下沉速度急剧增加 支柱载荷急剧增大 靠煤帮顶板掉渣 靠煤帮顶板断裂 摩擦柱放炮,8.压垮型冒顶,一、采煤工作面顶板事故的防治,（二）各种顶板事故的原因分析及勘察,冒顶类型,8.压垮型冒顶,图3-8 压垮型冒顶类型之一、之二,一、采煤工作面顶板事故的防治,（二）各种顶板事故的原因分析及勘察,案例分析 防治措施,加强地质工作，摸清直接顶与老顶的结构和力学特性 进行常规矿压观测，准确掌握来压步距，加强来压预报 合理选择支护方式，合理设计工作面支护强度，特别对 末排支柱要加大支护强度 遇到平行于工作

25、面的断层，要加强维护，不得正常回柱， 待断层进入采空区后再回柱,8.压垮型冒顶,一、采煤工作面顶板事故的防治,（二）各种顶板事故的原因分析及勘察,冒顶原因,煤层之上是厚而坚硬的砂岩，常常大面积悬而不冒， 老顶来压步距达5070。 当自身强度承受不了自重和上位岩层重量时， 即弯曲应力超过了极限强度时，出现断裂及垮落。 回采过程中遇到较发育的原生裂隙或断层，也会导致 冒落,9.大面积冒顶,一、采煤工作面顶板事故的防治,（二）各种顶板事故的原因分析及勘察,冒顶前兆,顶板断裂声响的频率和音响增大 有明显片帮现象 底板有可能出现底鼓 巷道超前压力明显 支柱载荷和顶板下沉速度明显增大 有时采空区顶板发生裂

26、缝和淋水加大,9.大面积冒顶,案例分析,一、采煤工作面顶板事故的防治,（二）各种顶板事故的原因分析及勘察,防治措施,顶板高压注水，周期来压步距减少6070， 如图3-9所示 强制放顶 循环式浅孔放顶（每1-2个循环，打一排钻孔） 步距式深孔放顶（周期来压前，沿工作面向顶板 打钻孔），如图3-10所示 超前深孔松动爆破（在上下顺槽，向顶板打深孔）， 如图3-11所示 地面深孔放顶（地面打钻到放顶位置而后爆破）,9.大面积冒顶,一、采煤工作面顶板事故的防治,（二）各种顶板事故的原因分析及勘察,9.大面积冒顶,图3-9 顶板注水钻孔布置方式及其参数 a-四老沟矿8205工作面顶板注水钻孔的布置方式

27、b-云岗矿8205工作面顶板注水孔的布置方式,一、采煤工作面顶板事故的防治,（二）各种顶板事故的原因分析及勘察,9.大面积冒顶,图3-10 “步距式”深孔放顶,一、采煤工作面顶板事故的防治,（二）各种顶板事故的原因分析及勘察,9.大面积冒顶,图3-11 超前深孔松动爆破,一、采煤工作面顶板事故的防治,（二）各种顶板事故的原因分析及勘察,案例分析 防治措施,预测回采工作面围岩动态（主要预测顶底板的稳定性） 确定合理的支护强度（垂直分力小、倾斜向下分力大、 沿层面下滑是控制的主要问题）。 加强工作面支架不稳定性，防止底板滑移。,10.急倾斜煤层顶板事故,一、采煤工作面顶板事故的防治,（二）各种顶板

28、事故的原因分析及勘察,防治措施,当煤层倾角超过60，底板开始向下滑动，防止底板滑移的措施有： 推广急倾斜煤层工作面液压支架（支撑力大， 具有防倒防滑性能及煤矸滚落保护装置）。 打紧支柱，软底要下底梁，顺山棚梁要对接。 适当控制采高。,10.急倾斜煤层顶板事故,二、巷道顶板事故的致因及防治,（一）巷道顶板事故的分类,1.掘进工作面冒顶事故,2.巷道交岔处的冒顶事故,二、巷道顶板事故的致因及防治,（二）掘进工作面的冒顶事故的原因及防治,1.冒顶原因,2.案例分析,掘进破岩后，顶部岩石与岩体失去联系，若支护 不及时，随时可能冒落； 已支护的顶部岩石，若支护失败，可能造成冒落。,二、巷道顶板事故的致因

29、及防治,（二）掘进工作面的冒顶事故的原因及防治,3.防治措施,根椐岩性，控制空顶距，当遇到破碎带或层理、裂隙发育时， 应紧跟掘进支护； 严格敲帮问顶制度，危石必须挑下，无法挑下时应采取临时 支撑措施，严禁空顶作业； 在破碎带掘进巷道，要缩小支护棚距，用拉条将棚子连成一体， 防止推跨； 对破碎带有时可超前注速凝剂，固化岩体； 掘进头有空顶区和破碎带必须背严结实，必要时要挂网防止漏空； 炮眼布置及装药量必须与岩石性质、支架和掘进头距离相适应， 防止放炮崩倒棚子； 锚杆支护注意眼深和锚杆密度，必要时锚喷网联合支护,二、巷道顶板事故的致因及防治,（三）巷道交岔处顶板事故的原因与防治,1.冒顶原因,2.

30、案例分析,交岔处断面大，岩层松动范围大，巷道压力大， 可发生冒顶； 交岔处支护复杂，有两巷支架，有抬棚，支架稳定性 要求高，强度大，支护质量不好可发生冒顶。,二、巷道顶板事故的致因及防治,3.防治措施,开岔口应选择岩性较好的位置 严格操作规程，先支抬棚，后拆除原棚 注意选用抬棚材料的质量与规格，保证抬棚有足够的强度 当开口处围岩夹角被压坏，应及时采取加强和稳定措施,（三）巷道交岔处顶板事故的原因与防治,第三部分：顶板事故的致因防治,思考题,1.煤矿顶板事故是如何分类的？ 2.采煤工作面的顶板事故可归纳有几种类型？ 3.如何分析采煤工作面事故频发的地点及原因？ 4.巷道顶板事故的主要原因及防治措

31、施是什么？,第四部分：煤矿事故隐患分析,1.直接顶初次垮落对安全生产的影响,图4-1 直接顶初次垮落形成过程,(a) (b) (c),第四部分：煤矿事故隐患分析,2.老顶的初次来压与周期来压对工作面顶板管理的影响,图4-2 老顶断裂成岩块后的转动,第四部分：煤矿事故隐患分析,2.老顶的初次来压与周期来压对工作面顶板管理的影响,图4-3 老顶周期来压的力学模型,第四部分：煤矿事故隐患分析,3.直接顶的完整性对安全生产的影响,节理裂隙按生成原因又分为三类： 原生裂隙 压裂裂隙 构造裂隙,第四部分：煤矿事故隐患分析,3.直接顶的完整性对安全生产的影响,图4-4 各类裂隙图,R1:平行于层面 R2:垂

32、直于层面 R3:向煤壁方向倾斜 R4:向老塘方向倾斜 R5:楔形裂隙,第四部分：煤矿事故隐患分析,4.回采工作面作业规程的编制是工作面安全生产 的重要依据,图4-5 工作面实际测定的“St”曲线 1采煤机距测点15米；2采煤机距离测点10米；3放顶过测点S点； 4放顶过测点15米；5放震动炮后；6采煤机距测点6米,5.回采工作面推进速度对顶板管理的影响,第四部分：煤矿事故隐患分析,6.回采工序在时间上、空间上的相对位置关系对 安全生产的影响,图4-6 回采工作面支架调压试验所得“PL”曲线 周期来压情况O表示最大值； - O表示平均值；A支架工作稳定区；B支架工作不稳定区,7.回采工作面支架支

33、撑力的选定应遵循的原则,第四部分：煤矿事故隐患分析,8.回采工作面回柱顺序对安全生产的影响,9.顶底板条件对支护效果的影响,第四部分：煤矿事故隐患分析,10.采煤工作面丢失顶煤和底煤的危害及伞檐煤 的有关规定,采煤工作面任意丢失顶煤或底煤，会带来以下三方面的问题： 浪费资源，使工作面回采率达不到规定要求。 对于有自然发火倾向的煤层，丢失在采空区内的 煤炭可导致自然发火，引起内因火灾。 会导致“顶板+支架+底板”组成的支护系统的刚度 降低，引起单体支柱钻底或液压支架底座下陷， 顶板状况进一步恶化，从而导致顶板事故。,第四部分：煤矿事故隐患分析,11.新暴露顶板的离层危害及防治,图4-7 短顶梁与

34、基本顶梁配合情况,第四部分：煤矿事故隐患分析,12.来压期间与回采期间煤壁片帮的危害及防治,13. 回柱放顶时的隐患及防治,14.回采工作面控顶距离对工作面顶板管理 造成的影响,15.放炮崩倒工作面支柱的危害及防治,第四部分：煤矿事故隐患分析,16.回采工作面初次放顶及收作应注意以下问题,17.工作面端头支护对安全生产的影响及防治,18.工作面前方两道超前移动支承压力对顶板 管理的影响,19.处理工作面冒顶事故应注意的问题,20.开采顺序对安全生产的影响,第四部分：煤矿事故隐患分析,21.底板岩石巷道位置的选择对巷道稳定性的影响,图4-8 巷道围岩不同时掘进期间的移动量 1、2围岩比较稳定和中

35、等稳定的岩巷； 3、4围岩中等稳定和不稳定的半稳定岩巷,第四部分：煤矿事故隐患分析,21.底板岩石巷道位置的选择对巷道稳定性的影响,图4-9 巷道周围煤、岩的非均质性 造成的支架变形和折损,第四部分：煤矿事故隐患分析,21.底板岩石巷道位置的选择对巷道稳定性的影响,图4-10 地质构造造成的巷道破坏,第四部分：煤矿事故隐患分析,22.采掘过程中应严禁两个问题,其一，严禁任意扩大和缩小设计规定的煤柱。 采空区不得遗留未经设计规定的煤柱。 其二，严禁破坏工业广场、矿界、防水和 井巷等的安全煤柱。,第四部分：煤矿事故隐患分析,23.严禁在控顶区域内提前回柱,主要原因： 有利于形成再生顶板：作下分层开

36、采时的顶板用之， 一般压实时间为46个月。 可灭火除尘； 可防自然发火：水有很大的吸热能力，1升水汽化成 蒸汽时能吸收2256焦耳的热量，使物体冷却后停止自燃。,24.采用分层跨落法开采时，必须向采空区 注水或注浆,第四部分：煤矿事故隐患分析,25.来压期间与回采期间煤壁片帮的危害及防治,26.深井矿压参数对安全开采的影响,27.巷道过断层或破坏带的隐患排除,28.支护材料的选择及支护质量对巷道稳定性 的影响,第四部分：煤矿事故隐患分析,29.锚杆支护对巷道稳定性的影响,图4-11 （1）锚杆悬吊作用,第四部分：煤矿事故隐患分析,29.锚杆支护对巷道稳定性的影响,图4-11 （2）锚杆组合作用

37、,第四部分：煤矿事故隐患分析,29.锚杆支护对巷道稳定性的影响,图4-11 （3）锚杆挤压作用,第四部分：煤矿事故隐患分析,30.巷道岔口位置的选择及支护对巷道稳定性 的影响,31.采用锚杆锚喷支护形式应该注意下列问题,32.巷道维护对巷道稳定性的影响,思考题,如何认识煤矿顶板事故隐患的危害？ 2. 试分析与外力量及消除煤矿顶板事故隐患的重要性。 3. 试分析事故隐患与事故的关系。,第四部分：煤矿事故隐患分析,第五部分：冲击地压的基本知识,一、概述,二、冲击矿压的形成和机理,三、影响冲击矿压发生的因素,四、具有冲击地压煤层的开采技术,一、概述,（一）国内外冲击地压的发生情况,1.根据冲击地压的

38、物理特征，按发生原因分为三类。,压力型冲击地压 突发型冲击地压 爆炸型冲击地压,（二）冲击地压的分类,一、概述,（二）冲击地压的分类,2.根据冲击地压的能量特征，按冲击时释放的 地震能大小分为五个等级。,微冲击 弱冲击 中等冲击 强烈冲击 灾害性冲击,一、概述,（二）冲击地压的分类,3.根据参与冲击的岩体类别分为两类。,煤层冲击（煤爆） 岩层冲击（岩爆）,一、概述,（二）冲击地压的分类,4.根据冲击力源分为3级,重力型 构造型 中间型,一、概述,（二）冲击地压的分类,5.我国对冲击地压的分类,一般冲击地压 破坏型冲击地压 冲击地压事故,一、概述,（三）冲击地压的危害及研究现状,主要成果：,冲击

39、地压机理研究 煤层冲击倾向试验研究 钻屑法的研究 地音 煤层注水（已推广使用 ） 煤层卸压爆破（已部分推广使用） 坚硬顶板处理（注水软化等措施，有效控制了大冒顶等冲击地压现象）,（四）冲击地压在我国矿区的分布,二、冲击矿压的成因和机理,冲击矿压的成因和机理可用以下准则的原理模型加以说明 ：,强度准则：,式中:,-分别为自重和构造应力；,-分别由开采引起的附加应力和其他条件（水、温度等）引起的应力；,-煤体与围岩交界处的应力；,-煤体和围岩系统强度；,二、冲击矿压的成因和机理,能量准则：,式中:,-围岩与煤中贮存的弹性能；,-消耗于克服煤体与围岩边界处和煤体破坏等阻力的能量；,-围岩系统和煤体内

40、的能量释放速度；,-克服围岩边界阻力和煤体破坏时吸收能量的速度；,-分别为围岩系统和煤体内能量释放的有效系数；,二、冲击矿压的成因和机理,冲击倾向准则：,式中:,-煤体（围岩）的冲击倾向度指数，是用来描述冲击地压危险性的指标；,-试验确定的冲击倾向界限值。,三、影响冲击地压发生的因素,1.开采深度,假设煤层中的形变弹性能被塑性变形所吸收，则体变弹性能全消耗于破坏煤体和使其产生运动。若不计应力集中的影响作用时，则有,（一）矿山地质因素,三、影响冲击地压发生的因素,1.开采深度,（一）矿山地质因素,令,则,三、影响冲击地压发生的因素,1.开采深度,设煤在单向载荷时的抗压强度为，则用于破碎煤块的单位

41、体积所需要的能量为：,（一）矿山地质因素,故,三、影响冲击地压发生的因素,1.开采深度,若考虑巷道周边的岩块处于双向受力状态，则所需能量要比U1大，现用一般性系数K0（K01）来表示，则破坏单位体积的能量U2为：,（一）矿山地质因素,三、影响冲击地压发生的因素,1.开采深度,按能量准则：,（一）矿山地质因素,所以：,化简得：,此处的H即是发生冲击地压的临界深度，国内外资料表明为200米。,三、影响冲击地压发生的因素,1.开采深度,释放出来的动能应为：,（一）矿山地质因素,由于矿井条件的复杂性，上式只能说明达到一定开采深度是形成冲击矿压的一个基本条件，并非达到这一深度必有冲击发生，而是发生冲击地

42、压的基本条件必须为H深度以上，实际资料表明，多数矿井的开采深度达到200米以上时才发生冲击地压。,三、影响冲击地压发生的因素,1.开采深度,表5-1 我国部分矿井发生冲击地压的临界深度,（一）矿山地质因素,三、影响冲击地压发生的因素,1.开采深度,表5-2 发生冲击地压的强度和频次与开采深度的关系,（一）矿山地质因素,三、影响冲击地压发生的因素,1.开采深度,表5-3 波兰发生冲击地压的频次与开采深度的关系,（一）矿山地质因素,三、影响冲击地压发生的因素,.煤层和顶板岩石性质及特征,（一）矿山地质因素,.地质构造,三、影响冲击地压发生的因素,.煤柱,（二）开采技术因素,.放炮,.采煤方法,图5

43、-1易形成冲击条件的特例,四、具有冲击地压煤层的开采技术,预防原则：,二是改变煤岩体的物理力学性能，以减弱弹性能的能力。,一方面降低应力（能量）的集中程度；,四、具有冲击地压煤层的开采技术,（一）超前开采解放层,图52 超前开采解放层 1危险层；2保护层；3保护区；4缷载区,四、具有冲击地压煤层的开采技术,（二）无煤柱开采,完全沿空掘巷 留小煤柱的沿空掘巷 保留老巷部分断面的沿空掘巷,.应用沿空巷道,（）沿空掘巷,四、具有冲击地压煤层的开采技术,（二）无煤柱开采,图53 完全沿空掘巷,.应用沿空巷道,（1）沿空掘巷,四、具有冲击地压煤层的开采技术,（二）无煤柱开采,图5留小煤柱的沿空掘巷,.应

44、用沿空巷道,（1）沿空掘巷,四、具有冲击地压煤层的开采技术,（二）无煤柱开采,图55 沿空留巷,.应用沿空巷道,（2）沿空留巷,四、具有冲击地压煤层的开采技术,（二）无煤柱开采,图56 沿空掘开切眼的方式,.应用沿空巷道,（2）沿空留巷,四、具有冲击地压煤层的开采技术,（二）无煤柱开采,图57 倾斜长壁沿空留巷,.应用沿空巷道,（2）沿空留巷,四、具有冲击地压煤层的开采技术,（二）无煤柱开采,图58 底板岩石平巷上部留有煤柱时应力集中情况,2.进行跨巷回采,（1）跨越平巷回采,四、具有冲击地压煤层的开采技术,（二）无煤柱开采,图59 跨越平巷回采方式及平巷内压力变化情况,2.进行跨巷回采,（1

45、）跨越平巷回采,四、具有冲击地压煤层的开采技术,（二）无煤柱开采,图510 跨上山回采时区段煤柱对冲击的影响,2.进行跨巷回采,（2）跨上山回采，不留区段煤柱,四、具有冲击地压煤层的开采技术,（三）合理安排开采顺序，禁止工作面对采和追采,图511上下层采煤工作面的超前关系,由图可知上下层工作面的安全错距 可采用下式计算：,式中：,安全错距（米）；,M 层间距离（米）;,层间距离（米）;,L 两工作面间的备用距离， 一般为3550米（即一个月的推进度）。,b 最大控顶距,避免跳区段回采 避免对采 追采的安全距离 背离采空区回采,四、具有冲击地压煤层的开采技术,（四）避免在高应力区掘进巷道,前已述

46、,（五）采用长壁式工作面开采具有冲击危险 的煤层,（六）改变煤岩体的物理力学性质,四、具有冲击地压 煤层的开采技术,（七）设置冲击地压监测系统,图512所示的冲击地压综合 防治方案，可供相关人员参考。,思考题,试分析冲击地压的机理及冲击条件。 试分析采深与冲击地压的关系 从开采技术上应如何预防冲击地压的发生。,第五部分：冲击地压的基本知识,第六部分：深井矿压知识分析,一、研究深井矿山压力的重要性及其意义,二、深井开采极限深度的确定,三、深井巷道的矿压显现特点分析,四、深井采场的矿压显现特点分析,五、深井与冲击地压的关系,六、深井巷道、采场的支护措施与研究方向,一、研究深井矿山压力的重要性及其意

47、义,随着采深的增加，工作面前方支承压力带中巷道顶底板 移近量也相应增加，其梯度为：,围岩强度为30MPa 移近量212mm/100m(采深) 围岩强度为50MPa 移近量115mm/100m(采深) 围岩强度为90MPa 移近量35 mm/100m(采深),煤体内支承压力带总宽度增加37%，(平均增量为6 m /100m) 支承压力带内最大压力增加一倍，(平均增量为2.4 MPa /100 m) 沿煤层法线方向，顶板强烈破坏带的高度增加77%，（平均增量为4.6 m /100 m）。,（一）国外煤矿巷道极限深度的确定,.原苏联,表达式为：,二、深井开采极限深度的确定,即：,式中： 覆岩重量，t/ m3； H 极限深度，m； Rc 单向抗压强度，kg/cm2；,极限深度确定为：H=800m （注：不同的岩性有不同的容重及单向抗压强度）,为不稳定状态时的极限深度,（一）国外煤矿巷道极限深度的确定,2. 德国,结合实测数据及实验室实验，计算所得的极限压力值与极限深度值为：,二、深井开采极限深度的确定,式中： 极限压力 MN/ m2； 底板岩层强度MN/ m2， 岩性不同， 值也不相同； H 极限深度，m,为此得出德国煤矿的极限深度为8001200m， 1200m为超深度或大深度开采。,（一）国外煤矿巷道极限深度的确定,3. 英国,极限深度为750 m。,二、深井开采极限深度的确定,