顶板事故预防

1、相互探讨，共同提高,主要内容,1、顶板事故的危害性 2、基本概念 3、矿山压力显现规律及影响因素 4、顶板事故的致因及防治 5、讨论分析,第一节 顶板事故的危害性,一、事故案例及统计数据 1、影片1 2、湖南省2010年4月11月事故统计 2010年4月11月湖南省煤矿共发生伤亡事故93次，死亡人数156人，其中：发生顶板事故41次，占总事故数的44.1%；发生顶板事故总共死亡人数51人，占32.6%。 二、原因初步分析（大家讲,三、顶板管理的基本问题: 一是合理支护； 二是有效管理（支护）。 合理支护 适应的支护类型、支护密度 掌握支护对象的特性及运动规律顶（底）板岩石特性及分类、矿山压力规

2、律。 有效管理（支护） 制定有效的管理制度和科学和监控手段及应对措施合格的工程质量、有效的支护效果,第二节 顶板管理基本知识,1、基本概念 矿山压力 初次来压、周期来压、采场压力 顶板岩石特性：力学性质表现（压剪弯拉）、非均质体（各向异性）。 2、采煤工作面围岩移动特征 3、采煤工作面顶板分类 直接顶分类、老顶分类。 4、顶板事故的产生与控制,第二节 基本概念,一、矿山压力基本概念（影片1） （一）矿山压力 矿山压力就是由于井下采掘工作破坏了岩体中原岩应力平衡状态，引起应力重新分布，我们把存在于采掘空间周围岩体内和作用在支护物上的力称为矿山压力。 （二）矿山压力来源 1、自重应力 2、构造应力

3、 3、膨胀应力,三）矿山压力显现（影片3,在矿山压力作用下，围岩和支架所表现出来的力学宏观现象，如围岩变形，离层，破坏和冒落，支架受力变化和折损，煤（岩）突出，充填物产生压缩和地面塌陷等，称为矿山压力显现，简称矿压显现。 采煤工作面矿压显现的主要形式：工作面顶板下沉、支架变形与折损、顶板破碎或大面积冒落、煤壁片帮、支柱插入底板、底板膨胀鼓起等,二、 采煤工作面围岩移动特征,采煤工作面上方的岩层顶板（影片5 7.2213.03 ） 下方的岩层底板 顶板分类： 伪顶：位于煤层之上随采随落的极不稳定岩层，允许悬露的面积很小(一般不超过10m2),允许悬露的时间很短(一般不超过20min),厚度一般0

4、.30.5m以下； 直接顶：位于伪顶或直接位于煤层之上，具有一定稳 定性，可悬露一定的面积和时间来支设支架，但随移架或回柱放顶后能自行垮落的岩层； 基本顶：位于直接顶或煤层之上，厚而坚硬难垮落的岩层，俗称老顶,1、基本顶；2、直接顶；3、伪顶；4、煤层；5、底板岩层,煤层顶底板岩层,一） 直接顶初次垮落,采煤工作面自切眼推进一段距离后，直接顶悬露达到一定跨度，就要对采空区顶板进行初次放顶，使直接顶垮落下来，这一过程称作直接顶的初次垮落。 碎胀系数: Kp=V/V 直接顶岩层总厚度 ，则它冒落后堆积高度为 ，其与基本顶间可能留下的空隙,二）基本顶的初次垮落,1、基本顶初次垮落前岩层结构 若0，随

5、直接顶初次垮落，基本顶在一定范围内呈现悬露状态，可视为“板”；由于基本顶在采煤工作面方向上的长度远大于推进方向长度，可将其视为一端由采煤工作面煤壁支承，一端由煤柱支承的两端支撑的梁结构。 2、基本顶初次垮落与初次来压 随采煤面继续推进，基本顶悬露跨度逐渐增大，产生弯曲，达到一定跨度时，发生垮落。基本顶第一次垮落称为基本顶初次垮落,3、基本顶初次垮落步距确定,基本顶初次垮落时，其最大悬露跨度L初称为基本顶初次垮落步距。 （1）一般情况下，视基本顶为两端固定梁,视基本顶为梁时的受力分析图,极限垮距（只考虑按弯距计算） L初,2）浅部煤层情况下，近似视基本顶为简支梁 极限垮距L初,基本顶断裂后的平衡

6、拱结构,基本顶岩梁达到极限跨距断裂后，并不一定立即垮落，断裂岩块间由于回旋形成挤压，能形成平衡拱式的结构,基本顶断裂后形成的平衡拱,三）基本顶的周期来压,1、基本顶来压前的状态 基本顶初次垮落后，随着采煤工作面继续推进，工作面上方的基本顶岩层由两端固定梁状态转变为悬臂梁状态。如图所示,当采煤工作面继续推进，基本顶悬挂臂跨度达到极限跨度时，基本顶在其自重及上覆岩层载荷的作用下，将沿采煤工作面煤壁甚至煤壁之内发生折断和垮落。 随着采煤工作面的推进，基本顶这种“稳定失稳再稳定”现象，将周而复始地出现，使采煤工作面矿山压力周期性明显增大。这种基本顶的周期性破断失稳对工作面产生的周期性的来压显现，称为基

7、本顶的周期来压,2、基本顶周期来压及矿压显现特征,基本顶周期来压及矿压显现特征,1、直接顶；2、支架；3、已断裂基本顶；4、冒落矸石,3、周期来压步距的确定,基本顶两次周期来压间隔时间称为来压周期。 在来压周期内采煤工作面推进的距离称为周期来压步距，用L周表示。 比较上式，知 L周（0.50.25）L初,四）工作面上覆岩层移动规律,根据岩层移动特征，可将煤层的上覆岩层分为冒落带()、裂缝带()、弯曲下沉带()。如图所示,三、 采煤工作面顶板分类,科学的分类可为顶板控制、支架选型、合理确定支护参数以及为采空区处理方法提供依据。 （一）直接顶分类 强度指数 D10RcC1C2 式中 Rc岩石单向抗

8、压强度，MPa； C1节理裂隙影响系数； C2分层厚度影响系数,直接顶分类表,二）基本顶分级,基本顶来压强度主要决定于直接顶厚度h与采高m的比值N及基本顶初次来压步距L。根据N和L两个指标，将基本顶分为四级,老顶,直接顶,煤层,采矿开挖空洞,顶板岩石下沉变形、破坏，产生事故,四、 顶板事故的产生与控制,采煤作业时的顶板管理方式,矿山压力的基本概念,矿山压力显现,顶板事故的产生,原岩应力重新分布,掘进过程支护不及时,支架强度不足,顶板事故,矿山压力控制,避免顶板事故，保证采矿作业安全,第三节 矿山压力显现规律及影响因素,一、采煤工作面支承压力显现规律 二、支承压力在底板中的传递 三、 矿山压力显

9、现的基本规律 四、 影响矿山压力显现的基本因素,第三节 矿山压力显现规律及影响因素,一、采煤工作面支承压力显现规律 支承压力显现特征可用支承压力地、峰值的位置及应力集中系数表示。 （一）采煤工作面前后方支承压力分布 采煤工作面前后方支承压力分布与采空区处理方法有关，对于采用全部垮落法管理顶板的采煤工作面，其前后方支承压力分布如下图所示,采煤工作面前后方支承压力分布,a：应力增高区；b：应力降低区；c：应力稳定区,采煤工作面前后方支承压力分布的特点,1、采煤工作面前方煤壁一端支承着工作面上方裂隙带及其上覆岩层的大部分重量，即工作面前方支承压力远比工作面后方大。 2、由于采煤工作面的推进，煤壁和采

10、空区冒落带是向前移动的，因此工作面前后方支承压力是移动支承压力。 3、由于裂缝带形成了以煤壁和采空区冒落带为前后支承点的半拱式平衡，所以采煤工作面处于减压力范围,二）采煤工作面两侧支承压力分布,采煤工作面两侧的支承压力是指工作面两侧煤柱或煤体上的支承压力,卸载带；支承压力带；原岩应力带；采后应力稳定带；lmax峰值位置,1、采煤工作面两侧的支承压力剧烈影响区并不在煤体的边缘，而是位于煤体边缘有一定距离的地带。 2、采煤工作面两侧煤体边缘处于应力降低区，支承压力低于原岩应力。 3、采煤工作面两侧支承压力从形成到向煤体深部转移要经过一段时间过程，所以要使沿空掘巷保持稳定，必须从时间上避开未稳定的支

11、承压力作用期,采煤工作面两侧支承压力分布规律,二、支承压力在底板中的传递,采煤工作面采动后，在工作面四周形成的支承压力将向煤层底板进行传递，尤其采煤工作面两侧支承压力的传递，对下部煤层开采巷道布置产生重要影响。 底板岩层内压应力的大小与煤柱上方的支承压力成正比,底板岩层中的应力分布,1、2支承压力曲线；3原岩应力曲线；4、5应力增高区边界线；6应力降低区边界线,煤层底板巷道位置选择,1）巷道与煤层底板的垂直距离不小于一定数值h。H与围岩性质的关系见下表,煤层底板巷道位置选择,2）巷道布置在煤柱向底板传递力的影响角以外。若巷道布置在煤柱影响角以内，即使巷道位于较稳定的岩层内，也要受到应力升高的影

12、响。 为使巷道布置在煤柱影响角以外，巷道离煤柱边界的水平距离S为： 煤层倾角； 的余角； 煤柱影响角，一般在2555间。通常支承压力越大和煤柱尺寸越小，其值越大,巷道位置选择示意图,煤层底板巷道位置选择,巷道至煤壁边缘水平距离的计算图,三、 矿山压力显现的基本规律 （一)工作面矿压显现的基本规律,图3-3-1 老顶断裂成岩块后的转动,随着工作面推进还可能形成四、五不同数量岩块的咬合平衡，直到岩块间的咬合关系不能满足平衡关系为止。此时，老顶的失稳将对工作面带来严重的矿山压力显现，甚至危及生产和人身安全，形成老顶的初次来压,初次来压特征：老顶初次来压比较突然。来压前回采工作空间上方的顶板压力比较小

13、。因而往往容易使人疏忽大意。初次来压时，老顶垮距比较大，影响的范围也比较广，工作面易出现事故。 老顶初次来压对工作面的影响较大，因此必须掌握初次来压步距的大小，以便及时采取对策。在来压期间，必须加强支架的支撑力，尤其要加强支架的稳定性。一般可以采用木垛、斜撑等特种支架加强回采工作空间的支护,初次来压是工作面矿山压力显现的重要现象，衡量其 指标是来压强度和初次来压步距，顶板坚硬、直接顶薄的工作面初次来压强度大、来压步距大,老顶来压前，回采工作面的顶板压力并不大。但煤壁内的支承压力却达到了这种情况下的最大值。所以，煤帮的变形与塌落（片帮），常常是预示工作面顶板来压的一个重要标志。 随着回采工作面的

14、推进，在老顶初次来压以后，裂隙带岩层形成的结构，将始终经历“稳定-失稳-再稳定”的变化，这种变化将呈现周而复始的过程。由于结构的失稳导致了工作面顶板的来压。这种来压也将随着工作面的推进而呈周期性出现。因此，由于裂隙带岩层周期性失稳而引起的顶板来压现象称之为工作面顶板的周期来压。 周期来压的主要表现形式是：顶板下沉速度急剧增加，顶板的下沉量变大；支柱所受的载荷普遍增加；有时还可能引起煤壁片帮、支柱折损、顶板发生台阶下沉等现象。如果支柱参数选择不合适或者单体支柱稳定性较差，则可能导致局部冒顶、甚至顶板沿工作面切落等事故,二）分层开采时的矿山压力显现的基本规律由于在第一分层回采时顶板岩层已经历了一次

15、悬露、破裂、折断和垮落的过程，完整性受到了破坏；因此，下分层工作面的老顶来压将会显著减弱或者不再显现，即通常所说的在回采顶分层时可能出现“动压”，而在回采下分层时则主要表现为“静压”。其基本表现为老顶来压步距小，强度低; 支架载荷变小; 顶板下沉量变大,图3-3-2 放顶煤开采技术 由于放顶煤开采的支架上方存在一层厚而破碎且随采随放的顶煤，因而与分层开采相比，其矿压显现也有一些其自身的特点,三）放顶煤工作面矿山压力显现特征,放顶煤开采时，一次性采出厚度增大，直接顶的垮落高度成倍增加，并且与煤层的采出厚度显著相关。综放开采时，采场上方仍可形成稳定的砌体梁式老顶结构，但其形成的位置相对远离采场，其

16、稳定性也发生了相应的变化。 顶煤运移规律及对矿压显现有显著影响。支架上方的顶煤经过了支承压力作用发生了破碎，刚度降低，但破碎程度与顶煤强度、裂隙分布和支承压力分布情况等有关，坚硬顶煤的运移始动点距煤壁距离较小，累计位移量较小，顶煤的破碎效果较差，传递上覆岩层作用的能力较强，则表现出的矿压显现明显,支承压力分布区前移。放顶煤开采时，工作面前方的支承压力区距煤壁距离较大，发生前移。对软煤而言，支承压力峰值点距煤壁距离较硬煤的大，峰值小，分布平坦。 支架工作阻力变化不大。放顶煤工作面的支架阻力不大于单一煤层或分层开采的顶分层开采的工作面的。来压的动载系数也没有明显变化，支架以初撑和一次增阻工作状态为

17、主。前柱工作阻力普遍大于后柱的，一般为10 - 15%，对于软顶煤而言，顶煤的破碎和放出较充分，支架顶梁后部上方的顶煤较少，不利于传递上覆岩层的作用，因此相对硬顶煤而言，支架前柱的工作阻力大于后柱的工作阻力这一特点表现的更明显,四）巷道矿山压力显现的基本规律,巷道掘进阶段（） 掘进巷道仅对小范围岩体造成扰动，故一般情况下矿压显现不会很剧烈,无采掘影响阶段（） 顶底板移近速度比掘进期间要小得多，故巷道基本上处于稳定状态,采动影响阶段（） 采动影响是由于回采工作引起围岩应力再次重新分布而造成的。这阶段中矿压显现也最强烈,采动影响稳定阶段（） 这是巷道围岩经受一次采动影响后重新进入相对稳定的阶段，故

18、其围岩移动特征基本上与无采掘影响阶段类似,二次采动影响阶段（） 二次采动影响的时间和空间规律与一次采动影响类似，但由于这种情况下巷道受到下区段工作面超前支承压力和巷道煤体一侧残余支承压力的叠加作用，二次采动影响的剧烈程度和影响范围都会比一次采动影响稍大,移近速度曲线,移近量曲线,四、 影响矿山压力显现的基本因素（影片2） （一）地质因素,断层与褶曲,挤压与破碎带,节理、裂隙,煤层倾角,开采深度,上部煤层残留煤柱,工作面推进速度,采高与控顶距,二）人为因素,第四节 顶板事故的致因及防治（技术,一 、采场顶板事故的致因及防治 二 、巷道冒顶事故的致因及防治,第四节 顶板事故的致因及防治（技术,一

19、、采场顶板事故的致因及防治,一）顶板事故分类,按冒顶范围可将顶板事故分为局部冒顶和大型冒顶两类。 局部冒顶是指范围不大，有时仅在35支架范围内，伤亡人数不多(12人)的冒顶，常发生在靠近煤壁附近、采场两端以及放顶线附近。实际煤矿生产中，局部冒顶事故的次数远多于大型冒顶事故，约占采场冒顶事故的70%，总的危害比较大。 大型冒顶是指范围较大，伤亡人数较多（每次死亡3人以上）的冒顶。这类事故的特点是面积大，来势凶猛，后果严重，不仅严重影响生产，往往会导致重大人身伤亡。事故原因是直接顶和老顶大面积运动造成,由直接顶运动所造成的垮面事故，就其作用力的始动方向又可分为两大类：()推垮型事故。包括走向推进工

20、作面常发生的倾向推垮型事故和倾斜推进工作面容易发生的向采空区方向推垮型事故。这类事故的特点是顶板运动发生时，在平行于煤层的层面方向产生较大的推力，推倒失稳的支架造成垮面事故。（）压垮型事故。包括向煤壁方向压垮和向采区方向压垮型事故。这类事故主要是由于垂直于顶底方向的作用力压断、压弯支撑力不足的支架或将支架压入抗压强度低的底板而造成的,由老顶运动所造成的垮面事故，就其作用力的性质和始动方向不同也可分为两类：（）冲击推垮型事故。事故的特点是开始运动的老顶首先将其作用力施加于靠近煤壁处已离层的直接顶上，造成煤壁片塌和顶板下切，紧接着高速运动的老顶把直接顶推垮，（）压垮型事故。这类事故发生在支柱的工作

21、面。可缩性很小的木支柱由于不能抵抗老顶的压力，在老顶的下沉过程中依次被折断，结果导致剩余支柱的支护强度不足以平衡直接顶的作用力而被全部压断，造成垮面事故,二）局部冒顶事故的致因及防治,1靠煤壁附近的局部冒顶,局部冒顶的原因一般有三种： 一是直接顶被密集裂隙切割，形成了游离岩块； 二是采高过大，在老顶来压期间，煤壁片帮，扩大了无支护 空间； 三是放顶煤开采，顶煤破碎,煤层的直接顶中，常存在多组相交裂隙时，这些相交的裂隙容易将直接顶分割成游离岩块，极易发生脱落，在采煤机采煤或爆破落煤后，如果支护不及时，这类游离岩块可能突然冒落砸人，造成局部冒顶事故,靠煤壁附近的局部冒顶事故的预防,单体支柱工作面：

22、 采用能及时支护悬露顶板的支架，如正悬臂交错顶梁支架，正倒悬臂错梁直线柱支架等，提高支柱的初撑力。在金属网下，可以采用长钢梁对棚迈步支架。 炮采时，炮眼布置及装药量应合理，尽量避免崩倒支架。 尽量使工作面与煤层的主要节理方向垂直或斜交，避免煤层片帮。煤层一旦片帮，应掏梁窝超前支护，防止冒顶,正倒悬臂错梁直线柱支架布置,正悬臂交错顶梁支架布置,2采场两端的局部冒顶,单体支柱工作面 原因：两端机头机尾处，暴露的空间大; 支承压力集中; 巷道提前掘进; 引发了巷道周边的变形与破坏。经常要进行机头机尾的移置工作，拆除老支柱支设新支柱时，碎顶可能进一步松动冒落。随着回采工作面的推进，要拆掉原巷道支架的一

23、个棚腿，换用抬棚支承棚梁，在这一拆一支之间，碎顶也可能冒落。 预防：在机头机尾处各应用四对一梁三柱的钢梁抬棚支护（即四对八梁支护），每对抬棚随机头机尾的推移迈步前移；或在机头机尾处采用双楔铰接顶梁支护。在工作面巷道相连处，宜用一对抬棚迈步前移，托住原巷道支架的棚梁。此外，在采场两端还可以采用十字铰接顶梁支护系统以防漏冒。在超前工作面10米以内，巷道支架应加双中心柱，超前工作面1020米，巷道支架应加单中心柱以预防冒顶,3放顶线附近的局部冒顶,顶板中游离岩块旋转推倒支架,放顶线附近的局部冒顶主要发生在使用单体支柱的工作面。放顶线上支柱受力是不均匀的，当人工回拆“吃劲”的柱子时，往往柱子一倒下顶板

24、就冒落，如果回柱工来不及退到安全地点，就可能被砸着而造成顶板事故,当顶板中存在被断层、裂隙、层理等切割而形成的大块游离岩块时，回柱后游离岩块就会旋转，可能推倒采场支架导致发生局部冒顶，在金属网假顶下回柱放顶时，由于网上有大块游离岩块，也可能会发生上述的因游离岩块旋转而推倒支架的局部冒顶,预防措施：第一，加强地质及观察工作，记载大岩块的位置及尺寸；第二，在大岩块范围内用木垛等加强支护；第三，当大岩块沿工作面推进方向的长度超过一次放顶步距离时，在大岩块的范围内要延长控顶距；第四，如果工作面用的是单体金属支柱，在大岩块范围内要用木支架替换金属支架；第五，待大岩块全部都处在放顶线以外的采空区时，再用绞

25、车回木支柱,4. 地质破坏带附近的局部冒顶,地质破坏带及附近的顶板裂隙发育、破碎，断层面间多充以粉状或泥状物；断层面都比较尖滑，使上、下盘之间的岩石无粘结力，尤其是断层面成为导水裂隙时，更是彼此分离。 单体支柱工作面如果遇到垂直于工作面或斜交于工作面的断层时，在顶板活动过程中，断层附近破断岩块可能顺断层面下滑。从而推倒工作面支架，造成局部冒顶。 预防措施： 应在断层两侧加设木垛加强维护，并迎着岩块可能滑下的方向支设戗棚或戗柱。对于有些机采工作面，回采过程中，煤壁的前方顶板和煤层特别破碎，为保证正常割煤，不漏矸子，可采用全楔式木锚杆。当断层处的顶板特别破碎，用锚杆锚固的效果不佳时，可采用注入法，

26、将较多的树脂注入大量的煤岩裂隙中，进行预加固,三）大型冒顶事故的致因及防治,1. 老顶来压时的压垮型冒顶,发生的条件：直接顶比较薄，其厚度小于煤层采高的23倍，冒落后不能充填满采空区；直接顶上面老顶分层厚度小于56m，初次来压步距为2030m，或更大一些。工作面中，当支柱的初撑力较低时，老顶断裂在煤壁之内。当工作面推进到老顶断裂线附近时，顶板出现台阶下沉，这时老顶岩块的重量全部由采场支架承担,致因,垮落带老顶岩块压坏采场支架,预防措施,采场支架的支撑力应能平衡垮落带直接顶及老顶岩层的重量； 采场支架的初撑力应能保证直接顶与老顶之间不离层； 采场支架的可缩量应能满足裂隙带老顶下沉的要求； 遇到平

27、行工作面的断层时 如果工作面支护是单体支柱，当断层刚露出煤壁时，在断层范围内就要及时加强工作面支护（最好用木垛），不得采用正常回柱法; 要扩大控顶距，并用木支柱替换金属支柱，待断层进到采空区后再回柱,2. 厚层难冒顶板大面积冒顶,发生的条件：整体厚层硬岩层顶板（如砂岩、砂砾岩、砾岩等其分层厚度大于56米）时，它们要悬露几千平方米、几万平方米，甚至十几万平方米才冒落。这样大面积的顶板在极短时间内冒落下来，不仅由于重量的作用会产生严重的冲击破坏力，而且更严重的是会把已采空间的空气瞬时挤出，形成巨大的暴风，破坏力极强。 事故预兆：顶板断裂声响的频率和音响增大；煤帮有明显受压与片帮现象；底板出现底鼓或

28、沿煤柱附近的底板发生裂缝；上下平巷超前压力较明显；工作面中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缝或淋水加大。 探测方法：可以用微震仪、地音仪和超声波地层应力仪等进行预测，厚层坚硬岩层的破坏过程，长的在冒顶前几十天就出现声响和其他异常现象，短的在冒顶前几天，甚至几小时也会出现预兆，因此，根据仪器测量的结果，再结合历次冒顶预兆的特征，可以对大面积冒顶进行较准确的预报，避免造成灾害。 预防措施：（1）顶板高压注水 （2）强制放顶,3. 漏垮型冒顶的致因及防治,致因：由于煤层倾角较大，直接顶又异常破碎，采场支护系统中如果某个地点失效发生局部漏冒，破碎顶板就有可能从这个地点开始沿工作面往

29、上全部漏空，造成支架失稳，导致漏垮工作面,预防漏垮型冒顶的措施：选用合适的支柱，使工作面支护系统有足够的支撑力与可缩量；顶板必须背严实；严禁放炮、移溜等工序弄倒支架，防止出现局部冒顶,工作面漏垮示意图,4. 复合顶板推垮型冒顶,复合顶板的特征： （1）煤层顶板由下“软”上“硬”不同岩性的岩层组成；（2）“软”、“硬”岩层间有煤线或薄层软弱岩层；（3）0.5m下部“软”岩层的厚度3.0m,复合顶板推垮型冒顶的机理： (1)支柱的初撑力小，软硬岩层下沉不同步，软快而硬慢，从而导致软岩层与其上部硬岩层离层; (2)下位软岩断裂出六面体 的原因: 1)地质构造，即下位软岩层中存在原生的断层、裂隙或尖灭

30、构造；2)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旧巷，下沉、断裂；3)支柱初撑力低，由于支柱初撑力低，导致下位软岩层沿煤帮断裂。倾角。 推力大于阻力,下位软岩层离层断裂,预防措施 应用伪俯斜工作面并使垂直工作面方向的向下倾角达46; 掘进上下顺槽时不破坏复合顶板; 工作面初采时不要反推; 必须提高单体支柱的初撑力，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。 控制采高，使软岩层冒落后能超过采高; 尽量避免上下顺槽与工作面斜交; 灵活地应用戗柱戗棚，使它们迎着六面体可能推移的方向支设; 在开切眼附近于控顶区

31、内，系统地布置树脂锚杆; 但是，在采用这个措施时应考虑采场中打锚杆钻孔的可能性和顶板硬岩层折断垮落时，由于没有已垮落软岩层作垫层，来压是否会过于强烈,二 巷道冒顶事故的致因及防治,发生地点： 巷道顶板死亡事故80%以上发生在掘进工作面及巷道交叉口,一）掘进工作面冒顶事故,第一，掘进破岩后，顶部存在将与岩体失去联系的岩块，如果支护不及时，该岩块可能与岩体失去联系而冒落,第二，掘进工作面附近已支护部分的顶部存在与岩体完全失去联系的岩块，一旦支护失效，就会冒落造成事故,原因,预防掘进工作面冒顶事故的措施,1）严格控制空顶距。当遇到断层褶曲等地质构造破坏带或层理裂隙发育的岩层时，棚子支护时应紧靠掘进工

32、作面，并缩小棚距，在工作面附近应采用拉条等把棚子连成一体防止棚子被推垮，必要时还要打中柱,2）严格执行敲帮问顶制度，危石必须挑下，无法挑下进应采取临时支撑措施，严禁空顶作业,3）掘进工作面冒顶区及破碎带必须背严接实，必要时要挂金属网防止漏空,4）掘进工作面炮眼布置及装药量必须与岩石性质、支架与掘进工作面距离相适应，以防止因放炮而崩倒棚子,5）采用“前探掩护式支架”，使工人在顶板有防护的条件下出渣，支棚腿，以防止冒顶伤人,二）巷道交叉处的冒顶事故,原因：巷道交叉处冒顶事故往往发生在巷道开岔的时候，因为开岔口需要架设抬棚替换原巷道棚子的棚腿，如果开岔处巷道顶部存在与岩体失却联系的岩块，并且围岩正向

33、巷道挤压，而新支设抬棚的强度不够，或稳定性不够，就可能造成冒顶事故,预防巷道开岔处冒顶的措施如下。 （1）开岔口应避开原来巷道冒顶的范围； （2）必须在开口抬棚支设稳定后再拆除原巷道棚腿，不得过早拆除，切忌先拆棚腿后支护抬棚； （3）注意选用抬棚材料的质量与规格，保证抬棚有足够的强度； （4）当开口处围岩尖角被挤压坏时，应及时采取加强抬棚稳定性的措施,三）支架支护巷道冒顶防治,支架支护巷道的冒顶可分为压垮型、漏垮型和推垮型。 压垮型冒顶是因巷道顶板或围岩施加给支架的压力过大，损坏了支架，导致巷道顶部已破碎的岩块冒落。 漏垮型冒顶是因无支护巷道或支护失效（非压坏）巷道顶部存在游离岩块，这些岩块在重力作用下冒落。 推垮型冒顶是因巷道顶帮破碎岩石，在其运动过程中存在平行巷道轴线的分力，如果这部分巷道支架的稳定性不够，可能被推倒而冒顶,掘进工作面10m内，断层破碎带附近各10m内，巷道交岔点附近各10m，冒顶处附近各10m内，这些都是容易发生