煤矿典型事故案例分析(掘进顶板)-PPT课件.ppt

1、主要内容 一、近年顶板事故概况 二、巷道支护 三、掘进顶板管理 四、掘进顶板事故的防治 五、掘进顶板事故案例第一节 近年顶板事故 顶板事故虽然不像瓦斯、水害、火灾事故那样给煤矿造成灭顶之灾，但其发生频率高，在煤矿各类事故所占比例大。 1、煤矿顶板事故零星多发 集团公司自2003年至2012年为止，共发生顶板安全事故49起（新庄孜7起、张集、谢桥、潘北各5起、谢一、潘一、孔李各4次），其中死亡事故45起47人，占事故总数91.84%。 2、锚杆支护巷道顶板事故时有发生 2003年以来，集团公司和矿追查的锚杆支护安全事故共17起，除潘一矿“2009.2.11”锚索戳眼导致死亡事故外，其它16起都属

2、于顶板事故，共造成6人死亡、5人受伤。其中影响比较大的有三起：朱集东矿“2014.1.14”顶板事故，造成2人死亡、4人受伤、21人被堵；潘二矿2011年“73”事故，10人被堵；谢桥矿2006年“1010”事故，8人被堵。2003年以来锚杆支护顶板事故统计表3、事故原因分析按事故类别分：发生在掘进期间6起，占37.5%；发生在使用期间6起，占37.5%；发生在巷修期间4起，占25%。按空间位置分：发生在断层带、淋水带、破碎带7起，占43.75%；发生在应力集中区5起，占31.25%；发生在大断面、交岔点处3起，占18.75%。 第二节 巷道支护一、 巷道围岩压力的概念（一）巷道围岩压力 地下

3、岩体在开挖以前，由于自重和构造所引起的应力是处于平衡状态。 当开掘巷道或进行回采工作时，破坏了原来的应力平衡状态，就会引起岩体内部应力的重新分布。 表现为巷硐周围煤、岩体产生移动、变形甚至破坏，直到煤、岩体内部形成一个新的应力平衡状态为止。 在此过程中，巷道本身或安设在其中的支护物会受到各种力的作用。这种由于在地下煤岩中进行采掘活动而在井巷、硐室及回采工作面周围煤、岩体中和其中的支护物上所引起的力，就叫做“矿山压力”。 在矿山压力的作用下，会引起各种力学现象，如顶板下沉，底板臌起，巷道变形后断面缩小，岩体破坏散离甚至大面积冒落，煤被压松产生片邦或突然抛出，支架严重变形或损坏，充填物被压缩，以及

4、大量岩层移动地表塌陷等等。这些由于矿山压力作用，使围岩、煤体和各种人工支护物产生的种种力学现象，统称为“矿山压力显现”。 围岩膨胀、崩解体积增大而施加于支护上的压力，称为膨胀压力。膨胀压力与变形压力的基本区别在于它是由吸水膨胀而引起的。从现象上看，属于变形压力范畴，但两者的变形机制截然不同，前者是指与水发生物理化学反应，后者主要是围岩应力与结构效应。 （二）影响巷道围岩压力的地质因素影响围岩压力的因素很多，通常可分为地质、开采和支护等类，影响围岩压力的地质因素有：原岩应力状态、围岩力学性质及岩体结构等。(1)原岩应力状态原岩应力是引起围岩变形、破坏的基本作用力。原岩应力随开采深度的增加而增长。

5、所以，随采深的增加，巷道围岩压力会明显增长。原岩体中主应力的大小和方向不同，对巷道的影响作用不同，也直接影响到围岩压力。(2)围岩力学性质围岩力学性质是指它的强度(包括抗压、抗拉、抗剪等各种强度和粘聚力c、内摩擦角等值)和变形性质及其它力学属性。不言而喻，强度小的岩体，围岩压力必然大，反之亦然。C、值大的岩体，其围岩压力小，反之亦然。其中的影响要较c大。岩体的变形性质是指它的弹性、塑性和粘性。岩体的塑性变形和粘性流动是影响围岩压力大小的重要因素，许多围岩压力较大的巷道，常常是由它引起的。 (3)岩体结构当结构面强度远小于结构体强度时，结构对围岩压力的影响极大。通常岩体破坏首先从弱面开始，这是围

6、岩压力在节理和层理等弱面发育区、破坏带、断层和褶皱区显现强烈的重要原因。由于层状岩体具有定向弱面，所以层状岩体的走向和倾角也与围岩压力密切相关。如果岩层走向与巷道轴向平行或夹角很小，则岩体结构容易与巷道轴线形成不稳定的松动体，因而围岩压力大。水平岩层沿巷道侧帮的稳定性较好，因而帮压较小，而顶压较大。 (4)膨胀压力的影响因素影响膨胀压力的因素主要有岩石的组成与胶结状态，物理化学性质，围岩中水分的补给状况，水与岩石的接触条件，支护和充填层的可塑性等。（三）巷道矿压控制原理 巷道中的矿压显现是客观的自然现象，除了一些特殊情况外，在采掘过程中企图完全消除这种现象是不可能的。然而在掌握巷道矿压显现规律

7、的基础上，以岩石力学理论为指导，有可能在不同程度上减轻矿压显现对巷道的危害，从而达到安全生产和取得较好技术经济效果的目的，这是巷道矿压控制的基本任务。 巷道矿压控制的三类方法及途径： 第一类：巷道保护 第二类：巷道支护 第三类：巷道维护（维修） 目前所采用的各种矿压控制方法，从其对付矿压的原理来看不外“抗压”、“让压”、“躲压”、“移压”等几种 。巷道矿压控制基本原理及途径控制方法基本原理具体措施举例主要优缺点抵抗矿压（抗压）提高支架的支撑能力或支护密度，用加强支护的手段去抑制或减少围岩移动，增强巷道抗变形能力以对付矿压的作用1.增大型钢重量，提高支架承载能力2.增加支护密度3.充填支架背后空

8、间巷道布置地点及掘进时间可不受限制，但为此要消耗大量支护材料，支护劳动量大，使开采费用大幅度提高忍让矿压（让压）在采用适当支护措施和保持支架本身不遭受严重破前提下，容忍围岩产生一定变形，以释放掉一些能量（也称应力释放）1.采用有一定工作阻力的大可缩支架2.为巷道受压收缩预留备用断面3.容忍巷道底鼓然后进行机械化起底可在一定程度上利用围岩自承力，减轻支架受载，应用得当可实现无维修护巷，对生产极为有利，但会增加支架结构的复杂性或多支出掘进与起底费用躲避矿压（躲压）将巷道布置在应力经重新分布后岩体已处于卸载状态的天然低应力区，从时间上和空间上躲开高压力的作用1.在煤体边缘或煤体下放的低压区内布置巷道

9、2.错过高压作用的时间，等压力充分稳定后再掘巷可在不同程度上减轻巷道受压，有利于支护工作，但有时要多开一些辅助巷道（如联络眼等），或要求延迟掘进时间，不利于采掘接替工作转移矿压（移压）通过人为方法使巷道围岩受到松动，形成卸载槽孔或其他形式的卸载空间，迫使载荷转移到离巷道较远的地点，达到减轻巷道受压的目的1.在巷道或底板中形成卸载槽孔2.宽面掘进或在巷旁故意留出卸载空间3.用跨采工作面使巷道得到卸载巷道布置地点及掘进时间可不受限制，但要增加与采用卸载措施有关的额外费用二、巷道支护及其材料 传统的巷道支护有木支护、料石及混凝土砌碹、矿工钢支护、U型钢支护。目前，广泛采用的有锚杆支护以及喷射混凝土支

10、护。 1、木材支架 2、料石和混凝土砌碹 3、金属支架： 承载能力大，可多次复用， 储运方便，安装容易及迅速等优点 。料石支护的基本形状金属支架 金属支架矿用工字钢刚性支架 微拱形刚性金属支架 矿用工字钢梯形可缩性支架U型钢拱形可缩性支架 U型钢梯形可缩性支架 4、锚杆支护1.普通圆钢粘结式锚杆2可拉伸锚杆3高强度和超高强度锚杆4管缝式锚杆5可切割锚杆和可回收锚杆6桁架锚杆7组合锚杆5、喷射混凝土支护喷射混凝土支护是用喷射机将混凝土混合物喷射在岩石表面上硬化而成的一种支护。先将砂、石过筛，按配合比和水泥一同送入搅拌机内搅拌，然后用矿车将拌合料运送至工作面，经上料机装入以压缩空气为动力的喷射机，

11、在经输料管吹送到喷头处与水混合后喷射在岩面上。6、锚喷支护锚杆和喷射混凝土虽各有优点，但也都有不足之处。锚喷联合支护，恰能做到使二者取长补短，互为补充，是一种性能更好的支护形式。锚杆与其穿过的岩体形成承载加固拱，喷射混凝土的作用则在于封闭围岩，防止风化剥落，和围岩结合在一起，对锚杆间的表面岩石起支护作用。 第三节 掘进巷道顶板管理一、掘进巷道顶板管理的主要内容1、掌握巷道开掘后围岩体的范围及围岩应力分布情况。根据影响巷道围岩应力的因素：围岩的性质、巷道所处的深度、巷道周围的地质构造、水文变化、巷道的断面形状尺寸等 ，了解围岩应力分布情况及在此应力作用下围岩的变化和位移后，才能选择合适的支护材料

12、、支护形式，达到维护巷道的目的。2、从有利于巷道围岩的稳定性出发，合理选择巷道的施工方法，减少各工序对顶板管理的影响。3、按作业规程规定控制工作面空顶距离和临时支护的长度，尽可能缩短工作面空顶时间和临时支护巷道的长度。4、施工中，做好基础资料的积累和隐蔽工程的记录工作。施工中和竣工时，按国家煤矿安全监察局颁发的井巷工程质量标准化进行检查和验收二、掘进工作面顶板安全管理分类 A类顶板安全管理类型：巷道坡度20以上、过断层破碎带、揭煤以及顶部为煤的半煤岩、采用非常规方法施工大断面硐室、综采扩切眼、煤仓、交叉点、冒顶处理。 B类顶板安全管理类型：巷道坡度1020、煤巷施工断面不小于13m2、顶底板松

13、软破碎、构造比较复杂以及巷道拨门、贯通、开钻场、小水仓、过老空老巷等。 C类顶板安全管理类型：不具备A类、B类作业特征的顶板安全管理类型。各类顶板安全管理类型应采取的管理办法 A类：必须制定顶板管理专项安全技术措施、区队长及主管业务科室管理人员现场跟班，当班带班领导到作业地点巡查一次，发现问题，落实责任，及时处理。 B类：必须制定顶板管理专项安全技术措施、跟班班队长现场跟班，业务主管每天必须有人巡查。 C类：按正常作业管理程序进行管理。三、巷道掘进期间日常顶板管理工作 1、敲帮问顶：必须坚持“五前二后”（开工前、打眼前、支护前、装药前、出货前；放炮后、接班后）的动态“敲帮问顶”制度。每次进入工

14、作面前，当班班长或跟班队长必须对工作面顶底板安全情况进行一次全面检查，确认无安全隐患方可进入，每次放炮后、支护前，必须由有经验的工人站在安全地点用长柄工具找尽危矸、悬矸、浮矸。架棚扒腿窝时，帮部的危矸（煤）先找尽。扒腿窝、放梁子必须安专人监护顶板。 2、控制工作面空顶距离：严禁空顶作业，掘进巷道每次放炮后或综掘机切割完毕必须及时架设临时支护，超过规定的空顶距应先支护后掘进。 3、独头长距离掘进，要经常检查工作面后方支架及支护情况，对支架变形严重及巷道支护出现问题的，应加固修复。修复巷道时，媳妇地点以里的人员必须全部撤出，预防冒顶堵人。工作面因放炮，崩倒的支架应由外向里逐架扶棚复位。 4、熟悉掘

15、进巷道出现冒顶事故的原因，加强日常检查，采用针对性措施，预防冒顶片帮事故的发生。四、掘进顶板管理的措施 一）新掘巷道开口安全技术措施 1、必须加固好开掘处及其附近的巷道支架，若近处有空顶空帮情况，小范围的可加密支架，背好顶板；大范围的应用木垛接顶处理，同样用背板背好打紧。对将受施工影响的棚子进行加固，其方法有挑棚、打点柱、设木垛等。 2、新巷开掘施工，要浅打眼、少装药、放小炮，或用手镐挖掘的方法，尽量避免震动围岩或因放炮引起冒顶。 3、新巷开掘处要及时进行支护，尽量缩短顶板暴露时间和减小暴露面积。若压力增大，则应及时采用适合现场情况的特殊支护。 二）沿空掘巷顶板破碎时的顶板管理安全技术措施 1

16、、避开支护影响，巷道施工必须在上区段回采工作结束，待岩层活动完全稳定后进行。 2、尽量减小掘进时的空顶面积，放炮前支架紧跟到工作面，放炮后支架及时架设支架。减少装药量，避免对顶板震动。如果放炮难以控制和管理顶板，改用手镐方法掘进。 3、巷道支架要加密，同时将下帮腿与底板的夹角缩小，将顶帮用木板等背严接实。 4、擦边掘进时，如遇上区段巷道的棚腿外露时，其下帮棚帮腿不要抽掉，可以捆上木板或笆片，起到挡矸帘的作用。 三）有淋水的工作面顶板管理措施 掘进工作面有淋水时，要通过水文地质工作，弄清水的来源，掌握水量的变化，再根据实际条件分别采用预注浆封水、快硬砂浆堵水、截水槽或截水棚截水等方法将水引离工作

17、面。顶板淋水不大时，用压风边吹边喷浆止水。有淋水的地段，要加大支架密度，背严帮顶，提高支架的稳定性，防止冒落事故的发生。第四节 掘进顶板事故防治管理一、巷道顶板事故的防治管理 （一）掘进工作面常见冒顶事故原因分析与防治 1、原因分析 1.1 制度不够完善 敲帮问顶制度执行不严，找浮矸危石不及时、不彻底或违章操作，对隐患性危岩未采取必要的临时支护措施，造成危岩突然坠落产生伤亡事故。 1.2 支架安装不合理 支架工作阻力低，可缩量小，支撑及支护密度不足，棚腿架设在浮矸或浮煤上，支架顶上及两帮未插严背实，棚架整体性及稳定性差，造成顶板来压时压垮或推垮支架导致冒顶。 1.3 缺乏支护设备 掘进工作面迎

18、头没有采用临时支护，工人在空顶空帮下作业，危岩突然坠落造成伤亡事故。 1.4、煤巷锚杆、岩巷锚喷支护巷道，支护失效，造成顶板冒落。 2、主要防治措施 a)合理布置巷道。矿井主要巷道服务年限长，断面大，应布置在围岩强度高的煤层或底板岩层中。工作面上下顺槽尽量采用沿空掘巷和沿空留巷，避开支承压力的影响，并要注意少掘交叉巷道和上下重叠的巷道。 b)选择合理的巷道断面尺寸和断面形状。 c)掘进工作面要及时进行临时支护，严禁空顶作业。靠近掘进工作面10m内的支护，在爆破前必须加固。爆破崩倒、崩坏的支架必须先行修复，之后方可进入工作面进行作业。修复支架时必须先检查顶、帮，并由外向里逐架进行。 d)掘进巷道

19、时，禁止任意加大棚子或锚杆间距，严禁任意修改支护参数及材料规格。在坚硬和稳定的煤、岩层中，需要加大棚距和不设支护时，必须制订安全措施。e)严格锚杆锚索巷道的工程质量，保证锚杆锚索巷道的锚固力，严禁使用失效锚固剂和不合格的锚杆、锚索。 f)加强锚杆锚索巷道的顶板岩性探测，依此信息不断修正支护参数，保证加强锚索的锚固端能够伸入到深部稳定岩层。 g)巷道掘进通过老巷、地质破碎带及淋水地带时，应根据情况采用前探支架、连锁棚子等专门措施进行支护，提高支架的支撑能力；棚子支护时应紧靠掘进工作面，并缩小棚距，在掘进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；锚杆支护时应采取“棚锚”

20、联合支护的特殊措施。 h)严格要求巷道支护的规格质量，应按照煤矿安全规程的规定，不断进行检查和修理巷道，发现规格质量不合格或损坏的支架，应及时更换以防止冒顶事故的发生，保证通风、运输畅通和行人的安全。撤换支架和刷大巷道时，也必须由外向里逐架进行。撤换支架前，应先加固好工作地点前后的支架。在独头巷道内进行支架修复工作时，巷道里面应停止掘进或从事其他工作，以免顶板冒落堵人。 （二）巷道交岔处冒顶事故的原因及预防措施1、原因分析巷道交岔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去联系的岩块，并且围岩正向巷道挤压，而新支设抬棚的强度不

21、够，或稳定性不够，就可能造成冒顶事故。当巷道围岩强度不是很大时，顶部存在与岩体失去联系的岩块以及围岩向巷道挤压在所难免，如果开岔处正好是掘进时的冒顶处，则情况更为严重。新支设抬棚的稳定性与以下因素有关： a)抬棚架设一段时间后才能稳定过早拆除原巷道棚腿容易造成抬棚不稳。 b)开口处围岩尖角如果被压碎，抬棚腿失去依靠也会失稳。抬棚的支撑性能是与选用的支护材料及其强度有关。 c)交岔点锚杆、锚喷巷道的原支护参数不合理，没有及时进行修正，采取加密支护。 2、主要防治措施 a)开岔口应避开原来巷道冒顶的范围。 b)提高抬棚的初撑力。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，

22、后支护抬棚。 c)注意选用抬棚材料的质量与规格，保证抬棚有足够的强度。 d)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。 e)锚杆、锚喷巷道开口前，必须先对开口前后5m范围的巷道支护采取缩小锚杆排间距、或增加锚索进行补强支护。(三)支架支护巷道冒顶事故的分析与防治 1、原因分析 a)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，或支架阻力过小，从而导致巷道顶部已破碎的岩块冒落。 b)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，造成事故的发生。 c)推垮型冒顶是因巷道顶板破碎岩石，在其运动过程中失去了与周围岩石力的联

23、系，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，可能被推倒而发生冒顶。 2、主要防治措施 a)巷道应布置在稳定的岩体中，并避免采动的利影响。 b)巷道支架应有足够的支护强度以抗衡围岩压力。 c)巷道支架所能承受的变形量，应与巷道使用期间围岩可能的变形量相适应。 d)尽可能做到支架与围岩共同承载。支架选型时，尽可能采用有初撑力的支架；支架施工时要严格按工序质量要求进行，并特别注意顶与帮的背严背实问题，杜绝支架与围岩间的空顶与空帮现象。 e)凡因支护失效而空顶的地点，重新支护时应先护顶，再施工。 f)更换巷道支护时，在拆除原有支护前，应先加固临近支护，拆除原有支护后，必须及肘除掉顶板活

24、矸和架设永久支护，必要时还应采取临时支护措施。 g)支架间应设牢固的撑木或拉矸。可缩性金属支架应用金属支拉杆，并用机械或力矩扳手拧紧卡缆。在倾斜巷道中必须有防止矸石、物料滚落和支架歪倒的安全措施。 此外，在掘进工作面10m内、地质破碎带附近10m内、巷道交岔点附近10m内，冒顶处附近10m 内，都是容易发生顶板事故的地点，巷道支护必须适当加强。（四）锚杆(索)支护巷道冒顶事故的分析与防治 1、原因分析 a)压垮型冒顶是因巷道顶板或围岩施加给锚杆(索)的压力过大，损坏了锚杆(索)，或锚杆(索)的参数选择不合理，阻力过小，从而导致巷道顶部已破碎的岩块冒落。 b)漏垮型冒顶是因锚杆(索)支护失效(非

25、压坏)，巷道顶部存在游离岩块，这些岩块在重力作用下冒落，造成事故的发生。 2、防治措施 a)巷道应布置在稳定的岩体中，并避免采动的不利影响。 b)合理选择锚杆(索)的参数，使之应有足够的支护强度以抗衡围岩压力。 c)巷道在掘进过程中应及时进行顶板探测，随时掌握顶板岩性的变化，合理调整锚杆、锚索的参数，使其锚固端在围岩松动圈以外，保证有效的锚固长度。 d)锚杆(索)巷道的锚杆(索)必须及时支护，避免空顶。尽可能做到锚杆(索)及早与围岩共同承载，充分发挥锚杆(索)的主动支护作用。锚杆(索)选型时，必须有足够的承载力；施工时要严格按工序质量要求进行，并特别注意按要求施加足够的预应力。 e)锚杆(索)

26、巷道掘进遇构造时，必须实施严密措施提高其支护强度，或采取棚锚联合支护以达到有效的支护。 f)对已掘的锚杆(索)巷道不定期的观测，及时掌握巷道支护的变化情况，发现锚杆(索)失效、矿压显现明显变化时，应及时采取加棚或其他修护措施。二、冒顶事故的处理 (一)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、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，首先应加强支护，有准备地做好安全退路。在冒落

27、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。在清除冒落歼石时，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。 （二）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、撞楔法、打绕道法四种。 1、木垛法：这是处理垮落巷道较常用的方法，一般分为“井”字木垛和“井”字木垛与小棚相结合的两种处理方法。 2、撞楔法：当顶板岩石很碎而且继续冒落，无法进行清理冒落物和架棚时，可采用撞楔法处理垮落巷道。 3、打绕

28、道法 ：当冒顶巷道长度较小，不易处理，并且造成堵人的严重情况时，为了想办法给被困人员输送新鲜空气、食物和饮料，迅速营救被困人员，可采取打绕道的方法，绕过冒落区进行抢救。第五章 掘进顶板事故案例潘二矿“7.3”冒顶堵人事故2011年7月3日12时，潘二矿1811（1）下顺槽发生一起冒顶堵人事故。一、事故经过2011年7月3日早班,掘进三队302班共出勤16人，因综掘机出现故障，综合班安排1名电工到该头维修综掘机。302班值班人员黄勇安排6人配合电工维修综掘机，副班长张xx带领9人打运减速箱及材料，清理环境。11时左右，因试检漏后送不上电，张xx便到外面去查看原因，并汇报当班情况。此时迎头有2名技

29、术员、1名安监员、1名电工及6名掘进工在迎头工作。11时50分，张xx向迎头打电话时无法接通，就朝迎头方向走，中途发现风筒脱节，继续前行，发现SZ24测点前巷道冒实，巷道顶部不断有碎矸淌漏，风筒被压扁，皮带机架压趴，便迅速打开压风，随即跑出来安排外面人员扛料打木垛，并向矿调度及队汇报。经全力施救， 7月4日7时30分，10名被困人员全部脱险。 二、事故原因 直接原因：锚索网支护失效，挑棚失稳，是造成这次冒顶事故的直接原因。 间接原因： 1、顶板地质条件发生变化时，未及时修改锚索网支护参数或变更支护方式。 2、在巷道顶板下沉、底鼓严重时，采取的措施缺乏可操作性，后也未制定补强加固措施。 3、采用

30、走向挑棚加固时，挑棚支护强度不足，稳定性不够。 三、防范措施 1、加强锚索网支护巷道顶板岩性探查，在地质条件发生变化时，要及时变更支护设计。 2、锚索网支护巷道在淋水大、巷道压力大、巷道变形严重段，要及时采取架棚等可靠加固措施。 3、加强锚索网支护巷道动态巡查，发现断锚断索时，要及时采取加补等措施。潘二煤矿“2011.7.3”事故现场示意图1811(1)下顺槽1811(1)下顺槽迎头16米冒顶区10人被困朱集东矿“1.14”顶板事故 2014年1月14日9时55分，朱集东矿1122（1）工作面上风巷巷修时发生一起顶板事故，冒顶长度13.5m、宽度4.8m。事故造成2人死亡、4人受伤，21人被堵

31、（经全力救援脱险）。 一、基本情况 1122（1）工作面上风巷于2011年7月份开始掘进，2012年5月完工，其中冒顶段巷道为2011年12月份施工，该段巷道距冒顶时已使用25个月。1112（1）工作面于2012年7月1日正式回采，2013年10月25日收作，2013年11月6日开始对沿空留巷从外向里进行修巷。 巷修由外向里依次进行，迎头采用卧底、拆除木垛、延车并加强顶板管理后续采用卧底、人工或放炮方式扩刷最后采用支护补强和卧底成巷，分段多茬多工序平行作业。1122（1）工作面上风巷巷修支护设计根据矿计划安排，1112(1)工作面下顺槽作为1122（1）工作面上风巷，该条巷道设计为1122（1

32、）工作面的运输顺槽。1122（1）工作面上风巷修巷方案设计类比中国矿大（徐州）编制的1121（1）工作面轨顺修巷设计方案，见右图所示。 1121（1）轨顺巷修支护设计图（刷扩时前超前20m布置两排单体支柱） 1122（1）工作面上风巷巷修设计为矩形断面，宽高=4.82.8m，顶板采用锚梁网（索）联合支护。先施工锚杆加固，再使用锚索梁加固，梁采用20#槽钢，横向布置，一梁三孔，孔间距为800mm；帮部采用锚杆配合钢带加固，锚杆间排距为800800mm，钢带横向放置，详见下图所示。1122（1）工作面上风巷巷修支护设计图1122（1）工作面上风巷修巷措施v 1122（1）上风巷修巷采用锚 梁网（索

33、）支护，局部顶板压 力大处采用工字钢棚和点锚索 加强支护。扩刷处顶板采用锚 杆、锚索交替布置配合20#槽 钢支护，间排距800800mm。 帮部采用锚杆配合L=2800mm 的横向钢带加固，锚杆间排距 为700800mm，详见右图所示。1122（1）工作面上风巷刷帮支护示意图 1122（1）上风巷修护措施中的支护参数与修巷方案设计不相同，修巷方案设计中的顶部槽钢横向布置，修巷安全技术措施为沿走向布置，且锚杆（索）数量也不相同；修巷方案设计要求，“巷内超前20m布置两排单体支柱，一排距离充填墙体1000mm，另一排距离实体煤壁800mm。”，但编制的修巷安全技术措施未采纳该条款。修巷安全技术措施

34、中要求，“在原巷道内顶板条件较差的地方，靠近扩刷侧顶板补打一排点锚索进行补强加固，锚索规格为22-8300mm”，措施审批时，会审意见中取消了该锚索规格，更改为22-6300mm。事故原因：1、设计管理不规范（1）采后留巷二次复用巷道布置方式不合理，传统的巷道是工作面推过去后就废弃了，而留巷要受到两次采动影响，服务时间长，巷道支护没有相应的行业标准，生产过程中难以满足安全需要。（2）瓦斯治理方式由1121（1）工作面的底抽巷更改为1122（1）工作面的顶抽巷布置方式，穿层钻孔的密集施工及施工工艺对顶板的支护带来很大影响，由此带来了顶板岩性的破碎及顶板支护强度的削弱（顶板巷内每隔10m施工一组穿

35、层钻孔，每组钻孔设计9个，控制巷道两帮各15m，终孔间距5m）。（3）根据关于采煤工作面设计管理的补充规定（集政【2013】291号），要求保护层为突出煤层的综采工作面设计必须报集团公司审批，矿未履行报批手续。（4）1122（1）工作面上风巷为沿空留巷修巷，作为工作面运输顺槽使用，该巷巷修不同于常规巷修，其主要是为了成巷，做为工作面回采巷道使用。巷修设计应该由矿总工程师组织会审，实际情况是仅由矿技术科分管科长编制，未经审批就组织实施，设计管理不规范。2、技术管理不到位。（1）1122(1)上顺槽修巷方案设计和1122（1）上顺槽修巷安全技术措施违反集团公司进一步加强顶板安全管理规定（集办【20

36、09】98号）第四条、淮南矿业集团煤巷锚杆支护及沿空留巷支护的若干规定（集技【2009】99号）第二条第四项、第五项和淮南矿业集团煤巷锚杆支护管理暂行规定（集政【2011】244号）第四条第八项等有关规定，具体条款内容详见附件3。（2）1122（1）工作面上风巷与1121（1）工作面上风巷相比较，南盘区相对于北盘区埋藏深、构造复杂，巷修断面增加，其原始支护、采前加固、巷修方案参照1121（1）上风巷，本应该提高支护强度，但实际上未能加强。与1121（1）工作面上风巷相比，1122（1）工作面上风巷顶部锚索减少，帮部锚杆变短、间距增加，且取消了锚索梁，降低了支护强度；采前加固锚索垂直施工，减小了

37、对顶板的牵引能力；巷修措施中减少了部分加强支护程序，加速了顶板的离层和断裂。（3）在安徽省煤矿安全监察局组织的事故调查组调查取证期间，调查组要求矿提供1111（1）首采面两巷锚杆支护设计集团公司的批复，矿因资料丢失未能提供，技术及基础资料管理不到位。3、劳动组织不合理：同一地点安排不同工种平行作业，相互干扰、相互影响，安全退路不畅通；独头巷道修巷违反规定，安排多茬长距离（大于50米）平行作业。事故当班，1122（1）上风巷有综采二队、机电安装队两个单位57人现场作业（其中：采煤队7人延链板机、3人施工点柱、3人扩刷、迎头12人卧底，机电安装队6人拆除瓦斯管），事发时冒顶区域下方有13人同时工作

38、，由于劳动组织不合理，多茬、多工种平行作业，造成一次冒顶埋压、被堵多人的恶性顶板事故发生。4、现场管理不到位：修巷安全技术措施执行不到位。帮部刷扩没有及时完成永久支护；刷扩期间，3#联巷向前30m范围内顶板没有采取加强支护措施；扩刷卧底期间，巷道两侧单体临时支护没有达到措施规定的数量。多单位多人多茬多工种平行作业，且后路不畅、撤无退路，现场缺乏统一指挥，管理不到位。5、其它现场顶板离层监测数据不能真实有效的反映顶板离层情况。冒顶区向外90m（G138点）处有一台顶板离层仪（2013年12月底安装），显示顶板离层位移量为19mm，实际上顶板离层仪安装时顶板已经下沉约1m。l 事故教训（一）采后沿

39、空留巷二次复用技术不成熟，理论支撑不够，不能保证安全生产需要。（二）没有按照集团公司下发的相关技术管理规定执行，矿总工程师没有组织综采工作面、巷修设计审查，巷修时没有根据围岩结构、顶板下沉速度、矿压观测数据等变更设计和完善修巷安全技术措施，用于指导安全生产，技术管理基础工作不扎实。（三）事故反映了工程技术人员和管理人员对集团公司相关文件不了解，对锚杆支护原理不清楚，技术管理不到位。这次事故，对生产部而言，教训深刻。综采工作面设计没有督促矿上报审批，沿空留巷修巷2个多月，生产部无人到过现场，没有及时捕捉到信息，监管失控，对这次事故负有重大的监管不到位责任。l 防范措施1、采用沿空留巷的巷道只准使

40、用一次，严禁修复使用。2、严格执行集团公司关于印发顶板管理安全动态监管考核办法的通知（淮矿生201492号）的文件要求，加强顶板管理。3、加强技术管理，重点检查监管设计、规程、措施的编制、审批、贯彻、落实，对需要报集团公司审批的各类采掘设计及时监管，不得出现漏报、迟报，发现违反规定的，对矿总工程师、分管领导严肃处理。4、加强学习培训，采取多种手段，提高工程技术人员和管理人员的业务技能和综合管理水平。一是要确保各项规章制度、规程措施在现场的落实，二是加强学习，提高工程技术人员和管理人员的前瞻性、“眼力头”，增长本事。5、推广巷修机械化作业，减少作业人数，提升安全保障。谢桥矿“2006.10.10

41、”顶板重大非死亡事故一、事故基本情况2006年10月10日，谢桥矿13116切眼掘进工作面施工过程中发生一起冒顶事故，8人被困，经集团公司组织全力抢险，10月12日零时28分，被困人员全部脱险。切眼设计宽4.8m、高2.6m，采用锚梁网索支护，顶部采用4.8mGT-M5型钢带，1.25.5m金属网，锚杆排距1m，间距0.9m，顶板锚杆长度2.5m，20mm。锚索为“2020”型，锚索长6.2m，间排距22m。切眼由该矿掘进三队的302、301班分别从上下顺槽对掘。截至10月10日，由上向下掘进的302班已掘85m，停止掘进；由下向上掘进的下段的301班，已掘78m，继续施工，到事故发生时，剩余

42、73m未贯通。冒顶区长8 m，位于切眼下段，距迎头36m。冒顶区域煤厚2.8m，顶板岩性由下向上分别为厚2.0m泥岩、1.0m细砂岩、0.8m泥岩，厚度大于2.2m的细砂岩，下段拨门处向上36-45m的区域顶板淋水。10月5日发现顶板出现淋水，实测水量5-6m3/h，10月8日实测水量7m3/h。 二、事故原因 （1）直接原因：事故点应力集中、顶板裂隙发育，淋水大，造成锚杆、锚索作用失效，未及时加打挑棚管理顶板。 （2）间接原因：施工措施编制不细、审批不严，更改支护设计参数，将锚杆间、排距加大，并减少了锚索布置数量。对现场条件变化时支护加强的问题没有明确的技术界定。管理人员未能认真履行岗位责任

43、，对现场存在的安全隐患未能及时采取有效措施进行处理。 三、防范措施 （1）各级管理人员要加强现场管理，履行安全职责。 （2）从技术源头抓起，加强技术管理，规范设计和措施，严格执行集团公司有关技术管理规定。 （3）要针对现场施工作业条件变化情况，及时更改设计参数或支护形式，满足安全支护要求。 潘二矿“2007.1.5”顶板死亡事故 一、事故基本情况 2007年1月5日潘二矿18118综采工作面2562架段正在过2异常带，煤层变薄，顶板破碎，易片冒。工作面运输机因顶板片冒后负荷大，不能开动，当班班长安排工人砸碎运输机上大矸石搬入架档以减负荷。8时50分，46支架顶梁前端顶帮再次片冒，其中一块800

44、650550的矸石滚落，砸中在46支架前立柱与运输机间接矸石的工人杨某某头部，经抢救无效死亡。 二、事故原因 （1）直接原因：工作面过2异常带时，无专项安全技术措施施工。工作面4070架段在采煤抵运输机后，没有及时移架支护顶、帮，造成顶、帮片冒加剧。 （2）间接原因：管理不规范，在顶、帮没有拉架支护情况下安排工人砸矸扒车；职工安全意识差，自主保安意识不强。 三、防范措施 （1）现场地质情况发生变化时，严禁无措施施工。 （2）从技术源头抓起，加强技术管理，现场发生变化时必须及时制定专项安全技术措施。 （3）严格规程措施在现场的贯彻执行，杜绝违章指挥、违章作业。 （4）加强职工安全意识教育，提高职工自主保安能力。