煤矿顶板事故隐患分析 及防治

1. 煤矿顶板事故隐患分析及防治

2. 淮北监察分局业务学习 • 今天重点讲二个方面的内容 • 一、煤矿顶板事故隐患分析及其防治 • 二、国家局十号令对《煤矿安全规程》第六十八条修改的背景和含义

3. 一、煤矿顶板事故的主要类型 煤矿顶板事故主要分为回采工作面顶板事故和巷道顶板事故。 〈 一〉 采场顶板事故的主要类型 采场顶板事故按力源又分为：压垮型、漏垮型、推垮型冒顶三大类。 1．压垮型冒顶 〈1〉老顶采压时的压垮型冒顶。 〈2〉后层难冒顶板大面积冒顶。 〈3〉直接顶导致的压垮型冒顶。

4. 2．漏垮型冒顶 〈4〉大面积漏垮型冒顶。 〈5〉局部漏冒型冒顶。 〈6〉工作面上、下出口的局部冒顶。 〈7〉放顶线及其附近的局部冒顶。 〈8〉地质破坏带附近的局部冒顶。

5. 3．推垮型冒顶 〈9〉复合顶板推垮型冒顶。 〈10〉金属网下推垮型冒顶。 〈11〉大块游离岩块旋转推跨型冒顶。 〈12〉 采空区冒矸冲入采场的推垮型冒顶。

6. 〈二〉巷道顶事故的主要类型 1．掘进工作面冒顶事故。 2．巷道交叉处的冒顶事故。

7. 二、采场顶板事故隐患类型分析及其防治 1．直接顶初次垮落对安全生产的影响 原因是没有掌握放顶步距，顶板突然垮落，推倒工作支架，造成事故；也有的没有放顶措施或措施不力导致事故发生。 （a） （b） （c）

8. 2、老顶的初次来压与周期来压对工作面顶板管理的影响2、老顶的初次来压与周期来压对工作面顶板管理的影响 老顶初次来压期间，动压很大，工作面支架支撑力达到最大。垮落时，对工作面支护物的稳定性影响很大。此时一定要加强支架的稳定性，一般可用木垛、斜撑、密集支柱等特种支架加强支护。要掌握初次来压步距的大小，及时采取对策，有时可适量加大控顶距。 图2-2 初次来压前四周围岩的支承压力分布状态 A－增压区；B－减压区；C－稳压区 图2-1 老顶断裂成岩块后的转动

9. 周期来压期间，顶板下沉速度急剧增加；顶板下沉量明显增大；支柱载荷增加，钻底；支柱折损，煤壁片帮；顶板台阶下沉；有时局部冒顶；若切顶不力，老顶可能沿工作面切落。周期来压期间，应采取如下措施：准确判断周期来压的征兆与步距；加强工作面的支护（同初次来压）：有时可适当缩小控顶距。周期来压期间，顶板下沉速度急剧增加；顶板下沉量明显增大；支柱载荷增加，钻底；支柱折损，煤壁片帮；顶板台阶下沉；有时局部冒顶；若切顶不力，老顶可能沿工作面切落。周期来压期间，应采取如下措施：准确判断周期来压的征兆与步距；加强工作面的支护（同初次来压）：有时可适当缩小控顶距。 图2-3　老顶周期来压的力学模型

10. 3．直接顶的完整性对安全生产的影响 一是岩层本身的力学性质，另一个是岩层内由各种原因造成的层理、裂隙的发育程度。 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 图2-4　各类裂隙图

11. 4．老顶的失稳与来压强度对安全生产的影响 通常把直接顶厚度∑h与采高m之比Km=∑h/m作为衡量老顶对矿压 显现影响程度的指标。也是老顶分类的重要指标。 Ⅰ Km>5 ，如a 称为无周期压或不明显的顶板。 Ⅱ 2<Km<5 ，如b 称为有周期来压的顶板。 Ⅲ Km<2 ，如c称为周期来压严重的顶板。 Ⅳ 老顶特别坚硬，又无直接顶，常悬露上万平米而不垮落，一旦垮落形成暴风，顶板沿工作面切落，造成事故，如d。 Ⅴ能塑性弯曲的顶板。随工作面的推进缓慢下沉，而后逐渐与煤层 底板接触。

12. 图2-5　顶板岩层典型柱状图实例

13. 5．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 6．回采工作面推进速度对顶板管理的影响 图2-6　工作面实际测定的“S－t”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

14. 7．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 炮采工作面的回采工序有：“破、装、运、支、处”；而机采及高档普采的回采工序为“割、运、支、处”；综采工作面的回采工序为“割、移、推”。 8．回采工作面支架支撑力的选定应遵循的原则 图2-7　回采工作面支架调压试验所得“P－△L”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

15. 9．综采工作面架型的选择要适应顶板条件的要求9．综采工作面架型的选择要适应顶板条件的要求 坚硬顶板应选择支撑式，大吨位的四柱式，六柱式支架，以支撑为目的。 中等稳定的顶板应选择掩护支撑式或支撑掩护式顶板，以支撑为主，掩护为辅。 破碎顶板应选用掩护式支架，以掩护为目的。 矿井越深越趋于选择具有掩护结构的架型。

16. 10．煤层倾角对顶板管理的影响 上覆岩层重量为W，由于煤层倾角增大，沿层的切向滑移力W·sinα增大（Q2），而作用于层的垂直压力即W·cosα减少 。 11．刚性支柱支护对顶板管理效果的影响 12．回采工作面回柱顺序对安全生产的影响 13．顶底板条件对支护效果的影响 图2-8　倾角对矿山压力的影响 W－上覆岩层的重力；Q1－垂直岩层的分力；Q2－平行岩层的分力

17. 11．新暴露顶板的离层危害及防治 一是要及时支护，可采用正悬臂交错顶梁支护、错梁直线柱支护方式，可采用短顶梁加基本顶梁的支护方式，可采用临时点柱方式；对于综采工作面，要将支架移到位，而且支撑得紧。二是要有足够的初撑力，限制顶板的位移，不留后患。若顶板已破裂，要背严结实，防止漏空。 短顶梁与基本顶梁配合情况 正悬臂交错顶梁支护　错梁直线柱支架布置 1－临时柱；2－正式柱。

18. 12、初次来压时单体支护采面 一般采取以下措施 ①加强支护，沿放顶线增设1～2排密集支柱； ②沿放顶线每隔5～8m增设一个木垛，增设一梁三柱的戗棚或一梁三柱的抬棚； ③可适当加大工作面控顶距，以便增加特种支架，有利于顶板垮落； ④采取小进度多循环作业方式，加快工作面推进速度，以保持煤壁的完整性，使之具有良好的支撑作用；

19. ⑤落煤后及时支架，并增大支护密度，提高支护质量； ⑥指派专人严密观察顶压变化，同时在工作面和采空区内设木信号点柱，如劈裂、折断便是报警信号。 周期来压期间与初次来压所采取的措施基本相同，不同的是周期来压时要尽量缩小工作面的控顶距，以减轻基本顶对工作面的影响；另外采空区里的支柱一定要回收干净，使直接顶充分垮落，以缓冲基本顶垮落时对工作面支架的冲击。

20. 13．来压期间与回采期间煤壁片帮的危害及防治13．来压期间与回采期间煤壁片帮的危害及防治 原因：一是煤壁疏松，二是采高过大，三是超前压力破坏了煤体强度，四是无防片帮装置，五是直接顶破碎所致。 措施：一是减少空顶距，二是增加防片帮装置，三是加强敲帮问顶，超前用木锚杆、竹锚杆加固或超前化学加固。

21. 14．回柱放顶时的隐患及防治 事故多发区防治措施： 一是要加强顶板勘察与敲帮问顶工作，摸清受控顶板有否隐患存在。二是若发现有断块或游离顶板存在，严禁人工直接回柱；不许正常回柱，若是金属支柱，事先也可用木柱先替换。要待断块进入老塘后，再进行远距离绞车回柱。 15．放炮崩倒工作面支柱的危害及防治 措施：一是要根据煤的强度，采厚，设计好炮眼布置方式，二是要根据作业规程要求进行装药，三是加强支护质量工作。

22. 16．工作面端头支护对安全生产的影响及防治 措施：按照煤矿安全规程的规定，按照作业规程的要求，既要把握好支护质量，又要把握好先支后拆的规定，严禁违章作业，就可避免事故的发生。 17．顶板构造及发育的层理、裂隙对安全开采的影响及防治 构造、层理、裂隙对顶板的强度及完整性是很大的削弱，若管理不好易出现各种各样顶板事故。平行于工作面的小断层或裂隙能导致顶板的台阶下沉；垂直或斜交于工作面的构造，裂隙能导致顶板的局部冒顶。

23. 18．复合顶板条件下的事故隐患及防治 措施：掘进上下顺槽时，不要破坏复合顶板，应用伪倾斜工作面以增加阻力；用拉勾链把每排的支柱连起来。提高支架的稳定性；利用树脂锚杆，将开切眼附近及控顶区范围的软硬岩层锚锢在一起；利用戗棚戗柱加强支护。 图2-10　下位软岩层离层断裂

24. 19．金属网假顶下的事故隐患及防治 防治措施：一要提高初撑力及刚度；采用内错式布置开切眼；初次放顶要把金属网下放到底板；加强支架的整体性和稳定性。 图2-11　金属网假顶下推垮型冒顶过程 （a）－形成网兜；（b）－拊垮工作面

25. 20．坚硬顶板条件下的事故隐患与防治措施 防治措施：一是顶板高压注水，可减少周期来压步距的60~70%，二是强制放顶：即循环式浅孔放顶和步距式深孔放顶，三是超前深孔松动爆破 “步距式”深孔放顶 超前深孔松动爆破

26. 21．工作面前方两道超前移动支承压力对顶板管理的影响21．工作面前方两道超前移动支承压力对顶板管理的影响 措施：提前加强对此范围内进行维护，增加支护密度或强度，超前换棚。

27. 22．上、下层工作面同采时，两工作面的相对位置关系对安全生产的影响22．上、下层工作面同采时，两工作面的相对位置关系对安全生产的影响 Xmin =M/tgδ+L+B (米) 式中M——煤层间距； δ——岩不移动角度，坚硬岩石60~70°，软岩层为45~55°； L——上层冒落岩石塌实及上、下煤层推进速度不均衡安全距离一般20~25m； B—上部出煤回采工作面的最大控顶距（米）。

28. 图2-16 上、下层工作面的超前关系

29. 23．处理工作面冒顶事故应注意的问题 突发性、灾难性、破坏性、继发性 严格的敲帮问顶 先将顶板维护好 注意通风，行人通道畅通 24．破碎顶板条件下实现安全开采的主要措施 超前煤壁注入速凝剂，提高碎体中内摩擦角度和内聚力（即c，φ值），在控顶范围内，对顶板要背严结实，防止漏顶。

30. 25．跨上山回采对岩石上下山的影响 措施：应在上山一侧15m左右处收作，以免煤柱上的集中应力通过底板传递到上下山的支护物上，导致上下山的破坏。 图2-17　跨越上山回采的几种方案

31. 26．跨上山回采时区段煤柱对上山的影响 措施：在采区范围内取消煤柱，例如：沿空巷道。这样即可避免岩石上山受集中应力的影响而导致破坏的问题。 图2-18　跨越上山回采时区段煤柱对上山的影响 1、2－1号和2号工作面停采线；3－采区上山； I－留区段煤柱时；Ⅱ－区段煤柱随工作面回收时

32. 27．底板岩石巷道位置的选择对巷道稳定性的影响27．底板岩石巷道位置的选择对巷道稳定性的影响 煤矿开采的实践证明，巷道围岩的性质越好，其顶底板和两帮的移近量就越小，巷道也就越稳定，所以应在致密，坚硬，均质的岩层中掘进巷道。 图2-20　巷道周围煤、岩的非均质性 图2-21　地质构造造成的巷道破坏造成的支架变形和折损 图2-19　巷道围岩不同时掘进期间的移动量 1、2－围岩比较稳定和中等稳定的岩巷； 3、4－围岩中等稳定和不稳定的半稳定岩巷

33. 四．巷道的隐患类型及其防治。 1．新暴露的巷道顶板应力状态对巷道稳定性的影响。（按影响程度由大到小排列） 三向抗拉＞双向抗拉＞单向抗拉＞单向抗压＞双向抗压＞三向抗压。因此巷道的边壁尽可能不出现拉应力现象。 2．巷道断面形状对巷道稳定性的影响 图2-25　各种不同断面形状巷道周边应力的分布曲线 “＿”表示拉应力；“＋”表示压应力 （a）梯形；（b）拱形；（c）蹄形；（d）圆形；（e）椭圆 图2-26　不同形状巷道稳定性次序图 （由左往右，稳定性依次降低）

34. 3．根据巷道的支护原理，支护物对巷道稳定性的影响3．根据巷道的支护原理，支护物对巷道稳定性的影响 巷道周边的围岩是一种天然的承载结构。 4．巷道过断层或破坏带的隐患排除 措施：超前注入速凝剂，以增加c, φ值，提高岩体强度及其稳定性；超前支护，控制碎体的继续破坏和垮落。 图2-27　支架与围岩相互作用关系图

35. 5．巷道联合支护是保证巷道稳定性的重要手段5．巷道联合支护是保证巷道稳定性的重要手段 联合支护，锚杆+棚子；锚杆+混凝土喷层；棚子+巷内临时加强支护；锚杆+棚子+巷旁支护 复合支护，短锚杆组+长锚杆组；普通混凝土喷层+贫混凝土喷层；轻型金属拱+重型金属拱 综合支护，棚子+喷层支护+围岩注浆；锚杆+薄壳支架+壁后注浆

36. 6. 巷道遭受支承压力影响所采取的措施 抵抗高压：采用加强支护的手段减少围岩的变形。 避开高压：将巷道布置在低应力区或从时间与空间上躲开高压的影响。 移走高压：通过人为的方法在巷道两帮形成卸载钻孔或沟槽，使高压移向距巷道较远的地方。 释放高压：有目的地让围岩有一定变形，释放一定的能量，以保证巷道应有的断面和形状。

37. 7.巷道底鼓对安全生产的影响 图2-29 巷道底板切槽卸压 图2-28　药壶爆破卸压

38. 放顶煤开采安全管理 《煤矿安全规程》第68条的修订

39. 68条修订的目的、意义 • 高效集约化开采技术，经过20多年的实践，已经有了很大的发展，该项技术在我国得到了广泛应用 • 放顶煤开采“有条件要上，没有条件创造条件也要上” • 多起放顶煤开采工作面的恶性安全生产事故。

40. 68条修订的目的、意义 • 当前，对放顶煤开采的安全管理除《规程》第68条、183条外，还有1995年煤炭工业部煤生字〔1995〕第104号文颁布的《综合机械化放顶煤开采技术暂行规定》。 • 加强对放顶煤开采的安全管理势在必行 。

41. 2.修订的过程 • 严格按照部门法规修改的程序进行，即：提出修改提纲－现场调研－形成修改意见草稿－征求意见－定稿－颁布执行。 • 调研工作采取了普遍调查与现场重点调研相结合的方式进行，由国家煤矿安全监察局综合司牵头，委托中煤劳保学会组织，于2005年10月～2006年4月完成。

42. 2.修订的过程 • 普遍调查：2005年11月国家煤矿安全监察局下发《关于开展放顶煤采煤方法调查的通知》（煤安监司综合字[2005]17号文），统一布置了调研的内容和方式，并下发了调查表和研讨提纲，要求各省统计放顶煤开采的状况。2005年12月对全国的放顶煤开采状况进行的汇总。 • 现场调研：组织专家分组对放顶煤开采的典型问题，赴煤矿企业进行现场调研。共对河南郑州煤业集团、鹤壁煤业集团，山西阳泉煤业集团、大同煤业集团，宁夏宁煤集团，陕西铜川矿务局和蒲白矿务局，共4省7个集团公司（局）8个矿进行了现场调研。 • 根据上述调研情况，2005年12月提出了对《煤矿安全规程》第六十八条修订意见的方案，2006年1月20日在上述修订意见的基础上，下发了“关于《煤矿安全规程》第68和158条修订稿征求意见的通知”，广泛征求各单位对“修订稿”的意见。3月8日，组织部分省局、企业以及科研单位、高等院校的同志进行了讨论和修改。2006年9月26日经局长办公会讨论，形成最终稿。10月25日以国家局十号令形式下发，并与2007年1月1日执行。

43. 3.放顶煤开采的主要方法 • 按工作面落煤和支架的不同，全国放顶煤开采主要分为两类：一是综采放顶煤，一是单体支柱炮采放顶煤。 • 综采放顶煤是工作面采用割煤机落煤，掩护式液压支架支护，在支架靠近采空区一侧的下部（中部很少）开放煤窗口，并设置刮板输送机的采煤方法。 • 从调查的15个省398个放顶煤工作面看，综采放顶煤工作面198个，占49.7％。综采放顶煤的产量大，生产能力通常在50～500万t/a，工作面倾角最大24°，采高2.0～4.5m，采放比0.5～10。

44. 3.放顶煤开采的主要方法 • 单体液压支柱炮采放顶煤是工作面采用放炮落煤，Π型梁单体液压支柱支撑，通常采用“五柱二梁”的双排支架等形式，工作面挂顶网（金属或PVC编制），沿采空区切顶线间隔1～2m开放煤口放煤。为提高放煤量，通常采用“分段多轮”方式放煤，开口位置距离底板300～500mm。 • 单体液压支柱放顶煤工作面占50.3%，产量15～50万t/a，工作面倾角最大32°，采高一般为1.8～2m，采放比0.5～3。

45. 4.放顶煤开采的主要危险有害因素 • 放顶煤开采同普通的分层开采相比具有其自身的特点，放顶煤开采过程中的主要危险有害因素有如下几个方面： • 在顶板管理方面：放顶煤会引起两方面问题，一方面，顶煤的大量冒放会造成更大范围的围岩移动和应力变化，而放煤过程中顶煤的卸压又可能造成工作面支架的松动不稳，因此，工作面，特别是单体液压支柱放顶煤工作面的支架稳定性十分重要。另一方面，坚硬顶板或顶煤（f>3即放性差的4类煤层）无法冒放，必须采取有效的预裂措施才能正常开采。而支架后部的放煤区域内，通常存在瓦斯积聚空洞，在工作面采用直接放炮破碎顶煤顶板，引起瓦斯爆炸的可能性较大。此外，对开采深度大、地应力大的矿井，放顶煤开采有增大矿山压力灾害的趋势。

46. 4.放顶煤开采的主要危险有害因素 • 在瓦斯防治方面：放顶煤开采在大幅度增加工作面产量的同时，绝对瓦斯涌出量也大幅度增高，相对瓦斯涌出量却往往会降低。工作面顶煤冒放放散出的瓦斯大量遗留在采空区，加上放煤期间的瓦斯涌出，会大大增加风排瓦斯的负担，造成上隅角瓦斯超限。此外，如果遇到坚硬顶煤、顶板，在工作面两巷落山角或工作面初采期间存在冒落空洞，则很可能形成瓦斯聚集，一方面有瓦斯爆炸的危险，另一方面，顶板突然垮落，也可以使瓦斯突然涌出，引起瓦斯灾害。 • 在煤尘防治方面：放顶煤工作面放煤期间放煤口附近的煤尘严重，对职工的健康有很大影响，对安全生产也有较大影响。放顶煤工作面的煤尘防治必须重视。

47. 4.放顶煤开采的主要危险有害因素 • 在防治水害方面：由于放煤引起开采空间增大，因此，必须对由此引起的导水裂隙发展应作充分估计，判断其与含水层水、老空水、地表水沟通的可能性，并作出堵水、排水措施，防止引起水灾。 • 多种灾害并存问题：很多矿井的放顶煤工作面瓦斯高，又是自燃、易自燃煤层，此时，两方面的灾害防治措施存在矛盾，如：采用专用瓦斯排放巷，它可以有效解决回风隅角的瓦斯超限问题，但同时增加了采空区的漏风，增加了煤层自燃的危险性；又如：加快工作面推进速度，可以减小采空区自燃的危险性，但又会增大工作面瓦斯涌出量。因此，在多种灾害并存时，增加了灾害防治的复杂性。

48. 4.放顶煤开采的主要危险有害因素 • 资源利用方面：由于放煤口的设置不可能沿采空区一侧连续、成面布置，而放煤的过程和程度完全靠人为、凭经验进行，因此，放煤口之间的煤及其它原因未放出的煤就会遗留在采空区。放顶煤开采的回收率将比分层开采减少5～15%，如放煤参数及放煤工艺不合理，回收率将更低。

49. 5.我国放顶煤开采的现状 • 全国15个省159个煤矿企业生产能力共计：54542万t/a，其中放顶煤工作面生产能力：26353万t/a，占48.3%，各省放顶煤产量所占比例超过80%的省份有山东、新疆和甘肃，超过50%的省份有山西、吉林、内蒙、黑龙江和陕西。

50. 6.我国放顶煤开采的安全状况 • 从工作面的瓦斯灾害、煤与瓦斯突出灾害、坚硬顶板（煤）、煤层自燃危险性、煤尘爆炸危险性、突水危险性和冲击地压危险性等7个方面考察了当前我国放顶煤开采所面临的灾害状况。