1、 原岩应力；二次应力场：矿山压力；矿山压力显现；矿山压力控制；自重应力；构造应力；支承压力。老顶断裂成岩块后的转动 定义由于老顶的初次断裂失稳引起工作面顶板来压的现象。形成过程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为止。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。衡量指标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。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、
2、斜撑等特种支架加强回采工作空间的支护。周期来压的主要表现形式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。由于裂隙带岩层周期性失稳而引起的顶板来压现象随着回采工作面的推进，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。3 3、采场上覆岩层的竖三带、采场上覆岩层的竖三带（1）冒落带：
3、指直接顶岩层。冒落后成块状，彼此间失去了力的联系，不规则地堆积在底板上。如果直接顶比较厚，冒落后由于其碎胀性，可以充满采空区，对老顶岩层会起到支撑作用，这将大大减轻老顶的来压强度。（2）裂隙带：指老顶岩梁组合。工作面推过以后，老顶岩梁组合断裂、下沉，但由于块度很大，岩层断裂后，各岩块间并没有失去力的联系，而是彼此间相互咬合，形成诸如“砌体梁、悬臂梁、压力拱、铰结岩块”等之类的结构。这些结构将上覆岩层的重量一方面传递到工作面前方煤壁，另一方面传递给工作面后方冒落矸石，而工作面支护工作空间则在这种结构的保护下，承受较小的压力。（3）弯曲下沉带：裂隙带之上至地表的岩层。采动以后，这部分岩层只发生下沉
4、和弯曲，并没有断裂。但下沉的结果会使地表产生下沉盆地，严重时可能使地表形成局部裂缝、塌陷或台阶下沉，给地表建筑物造成破坏。4、采场上覆岩层的横三区(1)煤壁支撑影响区：煤层上方的岩层在开采的影响下，在工作面前方2030m处开始变形，其特点是水平移动剧烈，垂直运动很小，当工作面推过此区，才能引起垂直位移急剧增加。(2)离层区：此区垂直位移急剧增加，但各层位移速度不尽相同，特点是上位岩层移动缓慢，下位岩层移动较快，因此，此区内会形成离层现象。(3)重新压实区：工作面后方已断裂的老顶遇到矸石支撑后，下位岩层下沉速度慢，上位岩层下沉速度快，原来发生离层的地方又重新被压实，故该区叫重新压实区。A.煤壁支
5、撑影响区(ab);B离层区(bc);C重新压实区(cd);I冒落带;II裂隙带;III弯曲下沉带;支撑影响角1冒落带;2裂隙带a覆岩为软岩层;b覆岩为中硬岩层;c覆岩为坚硬岩层 两相邻采空区周围的应力分布老顶断裂前的结构形式及其周围的应力再分布A应力增高区;B应力降低区;C应力不变区 （1）工作面在正常推进期间，上覆岩层所形成的结构，由“煤壁已冒落矸石”支撑体系来支撑，下位岩层（直接顶）由“煤壁工作面支架已冒落矸石”所形成的支撑体系来支撑。（2）由于上覆岩层的结构大多是半拱式的，因此煤壁一端几乎支撑着回采工作空间上方悬露岩层的大部分重量，而采空区后方只承受压实区的重量。（3）工作面前后方形成三
6、个不同的支承压力区。即工作面前方压力增高区、工作面支护空间前后减压区及工作面后方稳压区。（4）随着工作面不断向前推进，这三个区不断向前移动，使工作面承受的压力显现出动态的过程。由于在第一分层回采时顶板岩层已经历了一次悬露、破裂、折断和垮落的过程，完整性受到了破坏；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。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支承压力冒落的松散
7、顶煤损伤和破坏的顶煤煤层 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
8、影响稍大。移近速度曲线移近量曲线煤柱常见的几种破坏形式采煤作业时的顶板管理方式（3）抬棚材料的质量与规格符合要求；玻璃纤维过胶 拉挤成型 加热固化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；一、有关矿山压力的基本概念对比项目 普通锚杆 粗尾锚杆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。冲击推垮型冒顶。在架设支架前还必须敲帮问顶，以防止掉岩块伤人（a）先整通小巷道用人字形支护图6-5-3 小巷法处理采煤工作面冒顶将巷道划分为若干区域，利用顶板岩层结构探测仪测得的顶板岩层参数进行分类（每个区域的范围可以达到足够小）。有时还可能引起煤壁片帮、支柱折损、顶板发
9、生台阶下沉等现象。接顶不严实而导致岩块砸坏支架在机头机尾处各应用四对一梁三柱的钢梁抬棚支护，每对抬棚随机头机尾的推移迈步前移；顶板坚硬、直接顶薄的工作面初次来压强度大、来压步距大。避免顶板事故，保证采矿作业安全煤柱宽度要有利于充分发挥先进锚杆支护技术的作用分层开采时的矿山压力显现的基本规律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 按冒顶范围分：局部冒顶大型冒顶 按发生冒顶事故的力学原因分：压垮型冒顶漏冒型冒顶推垮型冒顶 局部冒顶指范围不大，有时仅在35支架范围内，伤亡人数不多(12人)的冒顶。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
10、故的70%，总的危害比较大。常发生在靠近煤壁附近、采场两端、放顶线附近以及地质破坏带附近。大型冒顶指范围较大，伤亡人数较多（每次死亡3人以上）的冒顶。压垮型冒顶：老顶来压时的压垮型冒顶；厚层难冒顶板大面积冒落；直接顶导致的压垮型冒顶。漏冒型冒顶：大面积漏垮型冒顶；局部漏冒型冒顶。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；冲击推垮型冒顶。综合类型冒顶 致因：直接顶被密集裂隙切割，形成了游离岩块；采高过大，在老顶来压期间，煤壁片帮，扩大了无支护空间；放顶煤开采，顶煤破碎。地质及技术条件煤层编号：11#直接顶岩性：粉砂岩底板：砂页
11、岩采高：1.82.2m采煤方式：炮采支护方式：金属摩擦支柱+1.0m金属梁 事故发生经过靠近煤壁装煤直径2m，厚0.9m岩块掉落死亡1人地质及技术条件 煤层编号：12#直接顶岩性：细砂岩 底板：粉砂岩 采高：1.2m 采煤方式：80采煤机，截深0.6m 支护方式：金属摩擦支柱+1.1m木板梁事故发生经过 靠近煤壁装煤 2.7m长、0.85m宽、1.04vm厚岩块掉落 死亡1人采用能及时支护悬露顶板的支架，并使端面距不大于200mm；正悬臂交错顶梁支架 错梁直线柱支架布置炮采时，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。在金属网下，还可以
12、采用长钢梁对棚迈步支架。在架设支架前还必须敲帮问顶，以防止掉岩块伤人支架设计上 采用长侧护板 整体顶梁 内伸缩式前梁 增大支架向煤壁方向的水平推力 提高支架的初撑力；工艺操作上，采煤机过后，及时伸出伸缩梁，及时擦顶带压移架，顶梁的俯视角不超过7。当碎顶范围较大时（比如过断层破碎带等），则应对破碎直接顶注入树脂类粘结剂使其固化，以防止冒顶。玻璃纤维过胶 拉挤成型 加热固化因此锚杆在使用时的拉应力作用下，无疑会首先在锚尾螺纹部位发生断裂。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。及破碎带影响3放顶线附近的局部冒顶增大支架向煤壁方向的水平推力(4)顶板岩层稳定性动态分类其基本表现为老顶
13、来压步距小，强度低;支架载荷变小;顶板下沉量变大。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。接顶不严实而导致岩块砸坏支架在大岩块范围内用木垛等加强支护；左旋螺纹杆体结构，低稠度双速锚固剂，钻孔、杆体、树脂卷三径合理匹配所形成的全长锚固技术，使巷道围岩变形量比端锚锚杆减少50%以上。掘进上下顺槽时不破坏复合顶板;用树脂注入煤岩裂隙中，进行预加固。常发生在靠近煤壁附近、采场两端、放顶线附近以及地质破坏带附近。二、矿压显现的基本规律二次采动影响阶段（）工作面中支柱载荷和顶板下沉速度明显增大；端锚两个条件：外部条件产生偏心载荷；（3）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
14、。致因暴露的空间大，支承压力集中；经常要进行机头机尾的移置工作；要拆掉原巷道支架的一个棚腿，换用抬棚支承棚梁。在机头机尾处各应用四对一梁三柱的钢梁抬棚支护，每对抬棚随机头机尾的推移迈步前移；在机头机尾处采用双楔铰接顶梁支护。在采场两端采用十字铰接顶梁支护系统以防漏冒。在超前工作面10m以内，巷道支架应加双中心柱，超前工作面1020m，巷道支架应加单中心柱以预防冒顶。致因回拆放顶线上“吃劲”的柱子；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；在金属网假顶下，网上有大块游离岩块。加强地质及观察工作，记载大岩块的位置及尺寸；在大岩块范围内用木垛等加强支护；当大岩块沿工作面推进方向的长
15、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；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；待大岩块全部都处在放顶线以外的采空区时，再用绞车回木支柱。致因顶板裂隙发育、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；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。在煤壁的前方顶板和煤层特别破碎时，采用锚杆。用树脂注入煤岩裂隙中，进行预加固。1.老顶来压时的压垮型冒顶 致因（1）垮落带老顶岩块压坏采场支架导致冒顶；（2）由于采场支架初撑力不足，在老顶岩块未明显运动之前，直
16、接顶与老顶已发生离层。（3）当老顶岩块向下运动时，采场支架要承受冲击载荷，支架容易被损坏，从而导致冒顶。地质及技术条件工作面长度：75m直接顶岩性：石英砂岩45m老顶：白色石英砂岩8m采煤方法：爆破支护：木支柱 事故发生原因及经过支柱阻力低在煤壁大面积片帮和支架折断情况下，没有采取措施工作面推进48m时，初次来压从煤壁处切顶冒顶30m 地质及技术条件直接顶岩性：石英砂岩3.3m采煤方法：爆破支护：金属摩擦支柱 事故发生原因及经过支柱阻力低，支护质量不好控顶5排，悬顶6m回柱放顶冒顶29m回柱3人全部死亡 地质及技术条件直接顶岩性：砂岩4m采煤方法：爆破支护：金属摩擦支柱 事故发生原因及经过支柱
17、阻力低，支架插底控顶5排台阶下沉回柱放顶冒顶12m1人死亡 提高支架支撑力和初撑力，保证直接顶与老顶之间不离层;支架有足够的可缩量，满足裂隙带老顶下沉的要求;遇到平行工作面的断层时：单体支柱支护时要及时加强工作面支护（最好用木垛）;液压自移支架支护时，则应考虑使工作面与断层斜交或在采空区挑顶的措施过断层。致因煤层顶板是整体厚层硬岩层,不易冒落。征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；底板出现底鼓或沿煤柱附近的底板发生裂缝；巷道（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，向顶板中打的钻孔原先流清水后变为流白糊状的液体。
18、a覆岩为软岩层;b覆岩为中硬岩层;c覆岩为坚硬岩层巷道（上下平巷）超前压力较明显；在大岩块范围内用木垛等加强支护；按发生冒顶事故的力学原因分：3m,超过了设计的 锚索长度(5m)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.金属粗尾锚杆生产设备岩性突变，连续性遭到破坏周期来压的主要表现形式7m*m拱形支架替换为的木棚端锚两个条件：外部条件产生偏心载荷；小巷法处理采煤工作面冒顶（5）合理煤柱尺寸研究采煤方式：爆破，深1.换棚后支架顶板和两帮不接(4)顶板岩层稳定性动态分类采动以后，这部分岩层只发生下沉和弯曲，并没有断裂。顶部存在与岩体完全失去联系的岩块，支护力不足或支护失效。由
19、于裂隙带岩层周期性失稳而引起的顶板来压现象一、有关矿山压力的基本概念 监测微震仪地音仪超声波地层应力仪 防治方法改变岩体的物理力学性质，以减小顶板悬露及冒落面积，减小顶板冒落高度，降低空气排放速度。具体防治措施1顶板高压注水2强制放顶 致因煤层倾角较大，直接顶又异常破碎；某个地点失效先发生局部漏冒，造成支架失稳，工作面顶板大面积漏垮。预防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。地质及技术条件煤层编号：9#直接顶岩性：金属网假顶采高：2.2m采煤方式：爆破，深1.6m支护方式：木支柱+木板梁 事故发生经过靠近煤壁
20、装煤裂网漏矸，冒顶两个柱空死亡1人 致因 顶板离层 顶板岩层存在六面体 六面体有去路并有倾角 推力大于阻力 应用伪俯斜工作面;掘进上下顺槽时不破坏复合顶板;工作面初采时不要反推;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;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内，系统地布置树脂锚杆;掘进工作面冒顶巷道交叉处冒顶支架支护巷道冒顶锚杆支护巷道冒顶（5）凡因支护失效而空顶的地点，重新支护时应先护顶，再施工；5kN提高到195kN煤壁支撑影响区(ab);B离层区(bc);C重新压实区(cd);生产工艺：中频加热 镦头机镦头 切削滚丝一体机滚丝按力源
21、划分的采场顶板事故分类回收第三架拱形支架时费力顶板坚硬、直接顶薄的工作面初次来压强度大、来压步距大。局部漏冒型冒顶。对20、22、24的锚杆直径来说，直径减少12左右，截面积减少约22左右。（1）工作面在正常推进期间，上覆岩层所形成的结构，由“煤壁已冒落矸石”支撑体系来支撑，下位岩层（直接顶）由“煤壁工作面支架已冒落矸石”所形成的支撑体系来支撑。巷道（上下平巷）超前压力较明显；如果直接顶比较厚，冒落后由于其碎胀性，可以充满采空区，对老顶岩层会起到支撑作用，这将大大减轻老顶的来压强度。二次应力场：矿山压力；如果直接顶比较厚，冒落后由于其碎胀性，可以充满采空区，对老顶岩层会起到支撑作用，这将大大减
22、轻老顶的来压强度。材料成本 100 83(2)离层区：此区垂直位移急剧增加，但各层位移速度不尽相同，特点是上位岩层移动缓慢，下位岩层移动较快，因此，此区内会形成离层现象。(3)顶板岩层结构探测周期来压的主要表现形式（2）裂隙带：指老顶岩梁组合。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；空顶作业，顶板突然冒顶掘进工作面无支护部分片帮冒顶推倒附近棚子 致因顶部存在将与岩体失却联系的岩块，支护不及时；顶部存在与岩体完全失去联系的岩块，支护力不足或支护失效。地质及技术条件煤层编号：9#直接顶岩性：坚硬顶板底板：煤，f=3支护方式：金属拱形支架 事故发生经过5.0m长、3.7m宽、1.
23、7vm厚岩块掉落死亡1人，救出4人 地质及技术条件迎头顶板出现板棱顶板由砂页岩变成煤顶 经过放炮崩板棱，空顶2.7m没有用点柱护顶顶板掉矸 原因岩性突变，连续性遭到破坏炮崩板棱对顶板振动大迎头空顶面积大断层、褶曲等地质构造破坏带层理裂隙发育的岩层中放炮不慎崩倒附近支架接顶不严实而导致岩块砸坏支架掘进工作面无支护部分片帮冒顶推倒附近棚子（1）掘进工作面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作面，严格控制空顶距。（2）严格执行敲帮问顶制度，严禁空顶作业。（3）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）控制炮眼布置及装药量，防止放炮而崩倒棚子。致
24、因巷道开岔时，顶部存在与岩体失却联系的岩块，开岔口新支设抬棚的强度不足，或稳定性不够；交叉点面积大，支护力不足。地质及技术条件煤层巷道巷道净断面：6.8 扩大到10.5 无临时支护 经过空顶作业，顶板突然冒顶 原因交叉地点套修属特殊作业，没有制定详细技术补充措施麻痹大意，误认为顶板稳定先拆支架后支护地质及技术条件 顶底板均为岩石 巷道净断面：6.8 m*m 掘进方式：炮掘 支护方式：u型钢拱形支架临时支护 背板：木板与木条 2#碹已掘进9.6m，右边3.6m已砌碹，断面事故发生原因及经过 2#碹向前打眼掘进时局部冒顶 三架支架被推倒 交叉点悬顶面积大，没有专人观察顶板情况 支架稳定性不好，临时
25、支护不起护顶作用这阶段中矿压显现也最强烈。顶板坚硬、直接顶薄的工作面初次来压强度大、来压步距大。二次应力场：矿山压力；技术特征：锚杆整体强度提高207m*m拱形支架替换为的木棚a覆岩为软岩层;b覆岩为中硬岩层;c覆岩为坚硬岩层套管复合 尾部滚丝 二次固化冒落后成块状，彼此间失去了力的联系，不规则地堆积在底板上。机械安装性能 无 有二次应力场：矿山压力；应用地应力为基础的锚杆支护设计方法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（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。这是巷道围岩经受一次采动影响后重新进入
26、相对稳定的阶段，故其围岩移动特征基本上与无采掘影响阶段类似。留设煤柱护巷时的基本要求如果直接顶比较厚，冒落后由于其碎胀性，可以充满采空区，对老顶岩层会起到支撑作用，这将大大减轻老顶的来压强度。经常要进行机头机尾的移置工作；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”。小巷法处理采煤工作面冒顶顶板坚硬、直接顶薄的工作面初次来压强度大、来压步距大。周期来压的主要表现形式将巷道划分为若干区域，利用顶板岩层结构探测仪测得的顶板岩层参数进行分类（每个区域的范围可以达到足够小）。（1）开岔口应避开原来巷道冒顶的范围；（2）
27、必须在开口抬棚支设稳定后再拆除原巷道棚腿。（3）抬棚材料的质量与规格符合要求；（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。致因压垮型：巷道压力过大，损坏了支架，顶部已破碎的岩块冒落；漏垮型：无支护巷道或支护失效（非压坏），巷道顶部游离岩块在重力作用下冒落；推垮型：巷道顶帮破碎岩石在运动过程中存在平行巷道轴线的分力，巷道支架的稳定性不够，被推倒而冒顶。支架严重变形破坏支架严重变形破坏支架支设质量差 地质及技术条件工作面出口处煤层巷道将4.7m*m拱形支架替换为的木棚 经过木棚先支三架回收第三架拱形支架时费力用锤猛击，顶板突然冒落 原因换棚前支架受力大换棚后支架顶板和两帮不接
28、回拱形支架时，木棚没打中柱（1）巷道布置在稳定的岩体中，避免采动影响；（2）巷道支架应有足够的支护强度；（3）巷道支架有足够的可缩量；（4）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；（5）凡因支护失效而空顶的地点，重新支护时应先护顶，再施工；（6）巷道替换支架时，必须先支新支架，再拆老支架。致因巷道顶板出现离层锚杆强度不足岩层层理影响镶嵌性围岩结构 影响岩层节理裂隙 及破碎带影响 地下水影响 距顶板2.0m处存在软弱夹层时剪应力及顶板破坏过程 1.应用地应力为基础的锚杆支护设计方法2.钻孔、锚杆、树脂卷直径进行合理匹配3.使用高强锚杆及全长锚固4.使用小孔径预应力锚索
29、加强支护5.进行煤巷锚杆支护监测 左旋螺纹杆体结构，低稠度双速锚固剂，钻孔、杆体、树脂卷三径合理匹配所形成的全长锚固技术，使巷道围岩变形量比端锚锚杆减少50%以上。（1）冒落带：指直接顶岩层。即工作面前方压力增高区、工作面支护空间前后减压区及工作面后方稳压区。直接顶被密集裂隙切割，形成了游离岩块；控制采高，使软岩层冒落后能超过采高;支柱所受的载荷普遍增加；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。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为止。使用效果：原来在变形量大的回采巷道破断率为510分层开采时的矿山压力显现的基本规律
30、煤层顶板是整体厚层硬岩层,不易冒落。（4）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；巷道（上下平巷）超前压力较明显；玻璃纤维过胶 拉挤成型 加热固化应用地应力为基础的锚杆支护设计方法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，故其围岩移动特征基本上与无采掘影响阶段类似。（4）控制炮眼布置及装药量，防止放炮而崩倒棚子。3、采场上覆岩层的竖三带a覆岩为软岩层;b覆岩为中硬岩层;c覆岩为坚硬岩层空顶作业，顶板突然冒顶冒顶原因:直接顶板泥岩厚度由设计时的4.很多巷道冒顶事故原因主要是非稳定岩层变厚、稳定岩层变薄、软弱夹层使岩层组合劣化引起的，冒顶部分顶板围岩结构与其
31、它稳定区域的围岩结构不同，因此支护不当就会产生冒顶冒顶原因:直接顶板泥岩厚度由设计时的4.4m变为冒顶时的6.3m,超过了设计的 锚索长度(5m)冒顶原因:9与10煤层间设计时粉砂岩厚79m变为冒落时的4.06m。锚索锚在了煤层中,锚固能力大大降低.冒落长40m，宽6m，高6.5m.冒顶原因:直接顶板泥岩与基本顶砂岩间突然出现50mm厚的一层煤线。长9.4m，宽4.2m，高2.35m，利用锚杆钻机钻孔这一施工过程，每0.8m1.0m对顶板地质情况逐一查明，由此发现易冒顶顶板冒顶隐患，从而采取必要的支护措施。本项技术是原创型的，属于中国矿业大学独有技术。识别厚度泥岩煤泥岩砂岩识别柱状地质柱状岩层
32、厚度岩层名称岩层厚度泥岩煤泥岩砂岩泥岩砂岩识别柱状地质柱状岩层厚度岩石名称识别厚度泥岩煤泥岩砂岩泥岩砂岩识别柱状地质柱状岩层厚度岩石名称识别厚度识别柱状泥岩煤泥岩砂岩泥岩砂岩泥岩地质柱状岩层厚度岩石名称由于巷道顶事故是由岩层组合劣化引起的，冒顶部分顶板围岩与其它稳定区域的围岩条件不同，一般不属于同一类别，在这种不同类别的顶板中使用相同的锚杆支护参数必然造成一方面支护过剩（占60以上），另一方面支护不足（万分之五）。将巷道划分为若干区域，利用顶板岩层结构探测仪测得的顶板岩层参数进行分类（每个区域的范围可以达到足够小）。煤巷顶板围岩的动态分类为首次。留设煤柱护巷时的基本要求尽量减少煤柱损失煤柱宽度
33、要符合采场顶板运动规律及支承压力分布规律煤柱宽度要有利于充分发挥先进锚杆支护技术的作用煤柱破坏机理分析煤柱的几种破坏形式影响煤柱工作状态的因素分析锚杆加固煤柱机理(a)煤柱顶部无软夹层(b)煤柱顶部有软夹层(c)煤柱高1/2处有软夹层a切破坏，b纵向劈裂，c沿弱面或断层破坏，d煤柱压入底板出现底臌煤柱常见的几种破坏形式载荷大小煤柱强度的尺寸-形状效应承载时间煤柱与围岩的相互作用214对普通锚杆，其锚尾螺纹部位的有效断面直径小于杆体直径是造成锚尾断裂失效的内在机制。4对目前煤矿常用的14、16、18锚杆直径来说，其锚尾螺纹处的实际有效直径较杆体直径减少约15左右，截面积减少约25左右；对20、2
34、2、24的锚杆直径来说，直径减少12左右，截面积减少约22左右。因此锚杆在使用时的拉应力作用下，无疑会首先在锚尾螺纹部位发生断裂。表 4.1 不同螺纹公称直径的 ds和 As计算比较表公称P美国日本Am美国日本直径(mm)ds(mm)差值(mm)%ds(mm)差值(mm)%(mm)2As(mm)差值(mm2)%As(mm2)差值(mm2)%M14212.081.9213.7212.121.8813.40153.94114.6139.3325.55115.3738.5725.06M16214.081.9212.0114.121.8811.75201.06155.7045.3622.56156.5
35、944.4722.12(M18)2.515.602.4013.4415.652.3513.03254.47191.1463.3324.89192.3662.1124.41M202.517.602.4012.0117.652.3511.75314.16243.2870.8822.56244.6769.4922.12(M22)2.519.602.4010.9019.652.3510.68380.13301.7278.4120.63303.2676.8720.22M24321.122.8812.0121.182.8211.73452.39350.33102.0622.56352.32100.0722
36、.12(M26)1.524.561.445.8624.591.415.73530.93473.7557.1810.77474.9156.0210.55(M27)324.122.8811.9424.182.8211.66572.56456.92115.6420.20459.20113.3619.80M303.526.643.3611.2126.723.2810.95706.86557.39149.4721.15560.74146.1220.67 注 Am为与螺纹公称直径相对应的杆体截面积；（）为第二系，为第三系列，其它为第一系列。)41(64224dsAQddsQAQDJ 端锚两个条件：外部条件
37、产生偏心载荷；内部条件延伸率降低，易引起脆性断裂。J 对全锚内部条件与端锚相同，但外部条件有两个1）在螺母与托盘结合处产生载荷Q，2）Q转化为偏心载荷。生产工艺：生产工艺：50100100150190P30 60 90 120 150 180 210L P-L曲线图曲线图J 锚杆破断强度由原来的11.5kN提高到195kNJ 延伸率由35mm提高到228mm对比项目 普通锚杆 粗尾锚杆锚杆破断力 100 120锚杆可延伸量 10mm 大于200mm材料成本 100 83锚杆井下断裂 有 无国际相关技术 有 无机械安装性能 无 有 安全标志 无 有 表 4.7 锚 杆 的 力 学 性 能 比 较
38、 表序号锚 杆 类 型杆 体（mm）螺 纹 M（mm）屈 服 载 荷（KN）极 限 载 荷（KN）延 伸 率（）1A3钢 普 通 锚 杆20205485.62A3钢 粗 尾 锚 杆202284.213827 293A3钢 普 通 锚 杆222267.81074A3钢 粗 尾 锚 杆222497.415627 29520MnSi 螺 纹 普 通 锚杆201865.910216.4620MnSi 螺 纹 钢热 处 理 强 化201811417121.3720MnSi 螺 纹 钢 粗 尾202213019026 29820MnSi 螺 纹 钢粗 尾 杆 体2013219926 29920MnSi 螺
39、 纹 钢 粗 尾2218826 291020MnSi 螺 纹 钢 杆 体2011516625 291120MnSi 螺 纹 锚 尾2015325 29 注：资 料 来 源，序 号 1、3 为 文 献76；5、6、为 文 献9；10、11 为 锚 杆 检 测 中 心（均 为 特 殊 加 工）。井下锚杆不破断原来在变形量大的回采巷道破断率为510接顶不严实而导致岩块砸坏支架如果直接顶比较厚，冒落后由于其碎胀性，可以充满采空区，对老顶岩层会起到支撑作用，这将大大减轻老顶的来压强度。支架稳定性不好，临时支护不起护顶作用冒顶原因:直接顶板泥岩厚度由设计时的4.在金属网下，还可以采用长钢梁对棚迈步支架。玻
40、璃纤维过胶 拉挤成型 加热固化控制采高，使软岩层冒落后能超过采高;岩性突变，连续性遭到破坏对比项目 普通锚杆 粗尾锚杆7m*m拱形支架替换为的木棚（1）垮落带老顶岩块压坏采场支架导致冒顶；a覆岩为软岩层;b覆岩为中硬岩层;c覆岩为坚硬岩层在开切眼附近于控顶区内，系统地布置树脂锚杆;采煤作业时的顶板管理方式推垮型：巷道顶帮破碎岩石在运动过程中存在平行巷道轴线的分力，巷道支架的稳定性不够，被推倒而冒顶。回收第三架拱形支架时费力将巷道划分为若干区域，利用顶板岩层结构探测仪测得的顶板岩层参数进行分类（每个区域的范围可以达到足够小）。老顶：白色石英砂岩8m局部漏冒型冒顶。刀柱法充填法缓慢下沉法全部垮落法
41、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顶板事故支架不适应围岩的变形与破坏类型变形的时间效应围岩破坏特殊地质条件采矿及掘进活动开挖空间周边应力集中利用矿山压力活动规律采用合理的开挖顺序和过程避免顶板事故，保证采矿作业安全人工控制与支护 撞楔法处理采煤工作面冒顶 撞楔法处理采煤工作面冒顶图6-5-3 小巷法处理采煤工作面冒顶（a）先整通小巷道用人字形支护；（b）后按原来采高支护小巷法处理采煤工作面冒顶（a）先整通小巷道用人字形支护（a）先整通小巷道用人字形支护（b）后按原来采高支护图6-5-10 撞楔法处理巷道冒顶1-木板；2-圆木撞楔；3-荆芭撞楔法处理巷道冒顶1-木板；2-圆木
42、撞楔；3-荆芭 原岩应力；二次应力场：矿山压力；矿山压力显现；矿山压力控制；自重应力；构造应力；支承压力。致因煤层顶板是整体厚层硬岩层,不易冒落。征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；底板出现底鼓或沿煤柱附近的底板发生裂缝；巷道（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，向顶板中打的钻孔原先流清水后变为流白糊状的液体。应用伪俯斜工作面;掘进上下顺槽时不破坏复合顶板;工作面初采时不要反推;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;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
43、控顶区内，系统地布置树脂锚杆;致因巷道顶板出现离层锚杆强度不足很多巷道冒顶事故原因主要是非稳定岩层变厚、稳定岩层变薄、软弱夹层使岩层组合劣化引起的，冒顶部分顶板围岩结构与其它稳定区域的围岩结构不同，因此支护不当就会产生冒顶冒顶原因:直接顶板泥岩厚度由设计时的4.4m变为冒顶时的6.3m,超过了设计的 锚索长度(5m)冒顶原因:9与10煤层间设计时粉砂岩厚79m变为冒落时的4.06m。锚索锚在了煤层中,锚固能力大大降低.冒落长40m，宽6m，高6.5m.冒顶原因:直接顶板泥岩与基本顶砂岩间突然出现50mm厚的一层煤线。长9.4m，宽4.2m，高2.35m，表 4.1 不同螺纹公称直径的 ds和
44、As计算比较表公称P美国日本Am美国日本直径(mm)ds(mm)差值(mm)%ds(mm)差值(mm)%(mm)2As(mm)差值(mm2)%As(mm2)差值(mm2)%M14212.081.9213.7212.121.8813.40153.94114.6139.3325.55115.3738.5725.06M16214.081.9212.0114.121.8811.75201.06155.7045.3622.56156.5944.4722.12(M18)2.515.602.4013.4415.652.3513.03254.47191.1463.3324.89192.3662.1124.41
45、M202.517.602.4012.0117.652.3511.75314.16243.2870.8822.56244.6769.4922.12(M22)2.519.602.4010.9019.652.3510.68380.13301.7278.4120.63303.2676.8720.22M24321.122.8812.0121.182.8211.73452.39350.33102.0622.56352.32100.0722.12(M26)1.524.561.445.8624.591.415.73530.93473.7557.1810.77474.9156.0210.55(M27)324.122.8811.9424.182.8211.66572.56456.92115.6420.20459.20113.3619.80M303.526.643.3611.2126.723.2810.95706.86557.39149.4721.15560.74146.1220.67 注 Am为与螺纹公称直径相对应的杆体截面积；（）为第二系，为第三系列，其它为第一系列。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顶板事故支架不适应围岩的变形与破坏类型变形的时间效应围岩破坏特殊地质条件采矿及掘进活动开挖空间周边应力集中
