煤矿近距离煤层开采顶板控制措施.docx

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煤矿近距离煤层开采顶板控制措施

****8****煤业集团有限公司

近距离煤层开采顶板管理

安全技术措施

二〇二一年一月一日

1概况

1.1矿井概况

****8****煤业集团有限公司位于*****

1.2位置、范围

下层煤第一个工作面为****工作面，现以第一个工作面进行说明。

****工作面为9号煤首采面，东为一采区3条下山，西为井田边界，上覆****采空工作面，间距为6m左右。

该工作面埋深352~394m，长171m，推进长度786m。

采煤方法为综采一次采全高。

1.3煤层顶底板赋存特征

9号煤层顶底板岩性综合柱状。

煤层位于太原组中段底部，上距8号煤层6.20~7.05m，平均6.54m。

煤层厚度4.20m，煤层结构简单，含夹矸1层，为全区稳定可采煤层。

煤层顶板岩性为砂质泥岩、粉砂岩、泥岩；底板岩性为砂岩、泥岩。

1.4地质构造情况

****工作面位于华北板块鄂尔多斯板内拗陷带鄂尔多斯东缘板拗柳林鼻状块凸东部，受区域构造影响，本工作面总体上为一走向北东——南西，倾向北西的单斜构造，在此基础上伴随宽缓的波状褶曲，地层比较平缓，倾角为-5°~+3°。

预计本工作面内无褶曲、大断层及陷落柱，无岩浆岩侵入现象。

采区地质构造类型属简单类。

1.5水文地质情况

（1）9号煤层顶板上覆第四系和上伏第三系松散岩性孔隙含水层、二叠系****组和上、下统石盒子组砂岩裂隙含水，石碳系上统太原组灰岩含水层，其中第四系和上伏第三系松散岩性孔隙含水层、二叠系****组和上、下统石盒子组砂岩裂隙含水层富水性弱，靠大气降水补给，对巷道掘进影响较小；灰岩含水层岩溶裂隙较发育，富水性中等，预计掘进****回采巷道过程中会有少量顶板淋水。

（2）****回采巷道对应地面位置为山谷，无大的水体，盖山厚度为352~394m左右，煤层上覆砂岩含水层受大气降水补充，对掘进无影响。

（3）9号煤层上距8号煤层间距约4~7m，****工作面对应的8号煤层****采空工作面，掘进前需提前探放采空积水，掘进期间如有异常情况，立即停止作业采取措施。

（4）****工作面本煤层周边无采空区，无地质钻孔。

1.6瓦斯、火、煤层情况

****省地质矿产研究院2014年3月编制的《****8****煤业集团有限公司8#、9#煤层矿井瓦斯涌出量预测报告》，根据****省煤炭工程项目咨询评审中心晋煤咨评安字[2014]88号文“关于《****8****煤业集团有限公司8#、9#煤层矿井瓦斯涌出量预测报告》评审意见书”，8****煤业在生产能力为150万t/a的情况下，开采9#煤层时，矿井最大绝对瓦斯涌出量为12.44m3/min，最大相对瓦斯涌出量为3.94m3/t，回采工作面最大绝对瓦斯涌出量为3.77m3/min，掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量为1.71m3/min。

1.7上部煤层开采情况

****工作面上覆对应的为8号煤层****工作面，且已采空，****回采巷道内错****回采巷道20~35m。

2围岩控制与锚杆支护原理

2.1下煤层巷道矿压特征

****工作面回采巷道，沿9号煤层底板掘进留顶煤掘进，9号煤层平均厚度4.55m，根据矿方提供资料内生裂隙比较发育，断口常多呈阶梯状和贝壳状，少数为有棱角状、眼球状。

煤层中裂隙表面有黄铁矿薄膜，硬度在2度左右。

煤层埋藏深度352～394m左右。

9号煤层顶板依次为0.2m厚泥岩，1.8m砂质泥岩，1.8m厚粉砂岩，1.6m厚砂质泥岩之上为8号煤层采空区，8、9号煤层属极近距离煤层，顶板岩层节理裂隙较发育；底板为粉砂岩、细沙岩。

胶带（回风）顺槽：

宽4500×高3500mm；辅助运输（进风）顺槽：

宽4500×高3500mm；开切眼：

宽8000×高3500mm。

巷帮的似内摩擦角按下式计算：

。

式中：

—巷帮普氏系数。

巷道最大片帮深度按下式计算：

式中：

—巷道高度，取4.2m。

顶板不稳定岩层高度按自然平衡拱高度计算为：

式中：

—顶板自然平衡拱高度，m；

—巷道掘进宽度之半；

—顶板普氏系数。

巷道顶压按下式计算：

式中：

—巷道顶压，kN/m；

—顶板岩石容重，取26kN/m3。

巷道侧压按下式计算：

式中：

—巷道侧压，kN/m；

—巷帮煤（岩）的容重，煤层取14.4kN/m3，岩层取26kN/m3；

b—顶板自然平衡拱高度，m。

根据以上各式，考虑节理裂隙影响，煤层的普氏系数

取1.3，考虑顶板节理裂隙影响系数取顶板加权普氏系数

计算：

胶带（回风）顺槽、辅助运输（进风）顺槽：

最大片帮深度约为1.2m，自然平衡拱高度为2.0m；顶压为231.9kN/m；巷帮侧压为：

21.44kN/m。

开切眼：

最大片帮深度约为1.2m，自然平衡拱高度为2.8m；顶压为431.1kN/m；巷帮侧压为：

28.9kN/m。

从以上可知，9号煤层切眼顶板浅部岩层层理裂隙，易导致顶板离层、裂隙扩张或剪切滑移、断裂等不利现象。

两帮岩性鉴于裂隙体与破碎体之间，裂隙体与破碎体组成的两帮易发生片帮、垮帮现象。

片帮、垮帮等现象的发生，会削弱两帮对顶板的支撑作用，使巷道有效跨度增大、顶板岩层变形加剧。

最终形成“顶板弯曲变形→顶板裂隙扩张或剪切滑移→两帮挤压破碎→片帮、垮帮→两帮对顶板支撑减弱→顶板裂隙扩张加剧→两帮破坏加剧”的恶性循环过程。

随着时间的延伸，顶板中还可能形成拱形破碎区，使围岩中的载荷体范围扩大。

2.2工作面锚杆支护计算

一、顶板锚杆（索）支护参数计算

根据顶板层状、块状不连续性岩性特征，顶板锚杆支护宜采用挤压加固理论、组合梁理论和悬吊理论相结合的方式进行。

即通过锚杆支护使顶板形成锚固梁、组合梁，并通过锚索确保能将顶板中潜在的拱形载荷体悬吊于深部岩层结构中。

顶锚杆长度按如下方法确定：

。

式中：

—锚杆长度；

1—锚固长度，≥0.3m；

2—锚杆有效长度，m；

—锚杆外露长度，取0.1m。

则顶锚杆长度应不小于2.4m。

考虑外露端，锚杆长度应大于锚杆间距的两倍参数取值，故顶锚杆取间排距不大于1.0m为宜。

并采用锚索补强。

顺槽锚索参数：

根据每根锚索悬吊载荷大小确定锚索间距（

）与排距（

），取每排布置一根锚索，则锚索悬吊载荷（

）等于锚索的锚固力（Q）。

在考虑安全系数（K）的情况下：

式中：

—锚索排距，m；

Q—锚索的锚固力，取300kN。

安全系数K=2.0，计算得

；

可见，顶板采用锚索补强，顶锚索排距小于1.0m时，每排布置1.5根锚索，锚索排距2.0m时，每排不小于3根锚索，安全系数大于2。

切眼锚索参数：

根据每根锚索悬吊载荷大小确定锚索间距（

）与排距（

），取每排布置一根锚索，则锚索悬吊载荷（

）等于锚索的锚固力（Q）。

在考虑安全系数（K）的情况下：

式中：

—锚索排距，m；

Q—锚索的锚固力，取300kN。

安全系数K=1.6，计算得

；

可见，切眼顶板采用锚索补强，顶锚索排距小于1.0m时，每排布置2.3根锚索，切眼锚索排距2.0m时，每排不小于5根锚索，安全系数大于1.5。

锚索长度确定：

锚索要求锚固到顶板稳定岩层之上，根据综合柱状，顶板依次为0.2m厚泥岩，1.8m砂质泥岩，1.8m厚粉砂岩，1.6m厚砂质泥岩，考虑巷道留有1m左右顶煤，巷道顶板与上方8号煤层采空区距离为6.4m左右，考虑锚索外露端，锚索长度应在5.3～6.3m，可根据现场窥视，长度不宜小于5.3m。

二、两帮锚杆支护参数计算

根据裂隙体及破碎体的岩性特征，两帮锚杆支护宜采用挤压加固、整体锚固方式。

即通过锚、网支护使两帮中形成具有一定承载能力的挤压加固墙；还可将两帮顶、底角的锚杆倾斜布置，使顶、帮锚固体及底板形成整体承载结构，从而减小两帮位移，增强锚固体对深部岩体的约束作用。

两帮锚杆支护参数

顺槽：

根据每根帮锚杆抵抗的侧压载荷大小确定锚杆间距（

）与排距（

）。

取

即侧压载荷（

）等于锚杆的锚固力（Q）。

在考虑了安全系数（K）的情况下:

式中：

—锚杆间距，m；

Q—帮锚杆的锚固力，取50kN。

锚杆安全系数K=2.0，计算得

；

可见，巷帮锚杆间排距小于2.0m，安全系数大于2。

帮锚杆长度按如下方法确定：

式中：

—锚杆长度；

1—锚固长度，≥0.6m；

2—锚杆围岩中非锚固段长度，m；

—锚杆外露长度，取0.1m。

锚杆围岩中非锚固段长度按巷道最大片帮深度1.2m确定，则帮锚杆长度应大于1.9m，帮锚杆长度取2.0m，根据锚杆群作用机理，为了在围岩中形成一定厚度的挤压拱，发挥锚杆的加固和组合作用，使巷帮形成整体的柔性支护结构，阻止岩体的初步变形与破坏，提高围岩的完整性和稳定性，巷帮锚杆长度应大于锚杆间距的两倍参数取值，帮锚杆间距小于1.0m为宜，设计时结合巷道断面具体尺寸进行。

切眼帮：

根据每根帮锚杆抵抗的侧压载荷大小确定锚杆间距（

）与排距（

）。

取

即侧压载荷（

）等于锚杆的锚固力（Q）。

在考虑了安全系数（K）的情况下:

式中：

—锚杆间距，m；

Q—帮锚杆的锚固力，取50kN。

锚杆安全系数K=2.0，计算得

；

可见，巷帮锚杆间排距小于1.7m，安全系数大于2。

帮锚杆长度按如下方法确定：

式中：

—锚杆长度；

1—锚固长度，≥0.6m；

2—锚杆围岩中非锚固段长度，m；

—锚杆外露长度，取0.1m。

锚杆围岩中非锚固段长度按巷道最大片帮深度1.2m确定，则帮锚杆长度应大于1.9m，帮锚杆长度取2.0m，根据锚杆群作用机理，为了在围岩中形成一定厚度的挤压拱，发挥锚杆的加固和组合作用，使巷帮形成整体的柔性支护结构，阻止岩体的初步变形与破坏，提高围岩的完整性和稳定性，巷帮锚杆长度应大于锚杆间距的两倍参数取值，帮锚杆间距小于1.0m为宜。

3巷道支护

3.1顺槽支护方案及参数

胶带（运输）顺槽和辅助运输（辅运）顺槽沿9号煤层底板掘进，设计巷道断面为矩形断面，宽为4.5m（辅运顺槽）宽为4.8m（运输顺槽），高为3.5m。

支护方案为：

锚杆+金属网+钢筋梁+锚索补强联合支护。

（一）顶板支护

（1）顶板锚杆支护参数

顶锚杆形式和规格：

采用杆体为φ22mm左旋无纵筋螺纹钢筋，长度为2400mm，杆尾螺纹M24，型号为φ22-M24-2400。

锚杆锚固方式：

树脂加长锚固，采用两支锚固剂，一支规格为K2340，另一支规格为CK2340，钻孔直径为28mm，锚固长度为1.7m。

锚杆布置：

每排6根锚杆，间排距800mm×900mm，靠近帮上的一根顶锚杆距巷帮250mm。

锚杆角度：

靠近巷帮的顶板锚杆安设角度与垂线成15°，其余与顶板垂直。

顶锚杆预紧力矩：

300N·m。

顶锚杆锚固力：

不低于120kN。

托板：

托盘采用拱型高强度托盘，钢材为Q235，尺寸规格为150mm×150mm×10mm的拱形托盘，拱高不得小于36mm。

锚杆配套的球形垫及阻尼垫圈必须齐全。

钢筋网规格：

φ6.5mm钢筋网片，网孔规格100mm×100mm，网片规格2000mm×1000mm，网片搭接不少于100mm，每隔200mm使用16#绑丝绑扎一道，每道不少于3圈。

W型钢带规格：

钢带采用厚度3mm，宽度160mm，长度4300mm，眼距800mm。

（或采用钢筋托梁，钢筋托梁采用φ14圆钢焊接而成，宽度100mm，长度4300mm，眼距800mm，6孔钢筋托梁，在安装锚杆的位置焊接上两道纵筋，以便安装锚杆。

）

（2）顶板锚索形式和规格：

锚索形式和规格：

采用Φ17.8mm的低松弛预应力钢绞线，长度为6300mm，最短长度不小于5.3m。

锚索锚固方式：

树脂加长锚固，采用三支锚固剂，一支规格为CK2340（在孔底），三支规格为K2340，钻孔直径为28mm，锚固长度为1.75m。

锚索布置：

每排3根锚索，间排距1200mm×1800mm。

锚索垂直巷道顶板，距帮1050mm。

锚索预紧力：

150kN。

锚索锚固力：

大于300kN。

锚索托盘：

采用300mm×300mm×16mm高强度可调心托板及配套锁具。

托板钢号不低于Q235，拱高不低于60mm。

保证其承载力部小于锚索的破断载荷。

（二）巷帮支护

锚杆形式和规格：

采用杆体为φ20mm左旋无纵筋螺纹钢筋，长度为2000mm，杆尾螺纹M24，型号为φ20-M22-2000。

锚杆锚固方式：

树脂加长锚固，采用两支锚固剂，一支规格为K2340，另一支规格为CK2340，钻孔直径为28mm，锚固长度为1.3m。

锚杆布置：

每排每帮5根锚杆，间排距800mm×900mm，靠近顶的一根顶锚杆距顶板150mm，起锚高度150mm。

锚杆角度：

靠近顶底板的锚杆安设角度与水平成15°，其余与巷帮垂直。

帮锚杆预紧力矩：

300N·m。

帮锚杆锚固力：

不低于100kN。

托板：

托盘采用拱型高强度托盘，钢材为Q235，尺寸规格为150mm×150mm×10mm的拱形托盘，拱高不得小于36mm。

锚杆配套的球形垫及阻尼垫圈必须齐全。

钢筋网规格：

φ4.0mm钢筋网片，网孔规格100mm×100mm，网片规格2000mm×1000mm，网片搭接不少于100mm，每隔200mm使用16#绑丝绑扎一道，每道不少于3圈。

W型钢带规格：

钢带采用厚度3mm，宽度160mm，长度3300mm（或两个1.8m），眼距800mm。

（或采用钢筋托梁，钢筋托梁采用φ14圆钢焊接而成，宽度100mm，长度3300mm，眼距800mm，在安装锚杆的位置焊接上两道纵筋，以便安装锚杆。

）

表****工作面顺槽支护材料表

名称

材料

规格

顶

锚

杆

锚杆

高强左旋螺纹钢筋

φ22-M24-2400

托盘

拱型高强度托盘配合球形垫和减阻尼龙垫圈

150×150×10mm

锚固剂

树脂锚固剂

K2340，CK2340各一支

帮

锚

杆

锚杆

高强左旋螺纹钢筋

φ20-M22-2000

托盘

拱型高强度托盘配合球形垫和减阻尼龙垫圈

150×150×10mm

锚固剂

树脂锚固剂

K2335，Z2360各一支

锚

索

锚索

低松弛预应力钢绞线

Φ17.8-1-5300mm

托盘

金属

300×300×16mm

锚固剂

树脂锚固剂

CK2340一支，K2330两支

锚具

金属

xxM18-1860

金

属

网

顶板钢筋网

φ6.5mm钢筋网片

网孔规格100mm×100mm

网片规格2000mm×1000mm

两帮钢筋网

Φ4mm钢筋网片

网孔规格100mm×100mm

网片规格2000mm×1000mm

钢

筋

梁

顶W型钢带

或顶钢筋托梁

W型钢带（或φ14钢筋托梁）

钢带（3mm×160mm×4300mm）

托梁（φ14×100mm×4300mm）

帮W型钢带

或帮钢筋托梁

W型钢带（或φ14钢筋托梁）

钢带（3mm×160mm×3300mm）

托梁（φ14×100mm×3300mm）

3.2切眼支护方案及参数

工作面开切眼采用矩形断面，净宽8.0m，净高3.5m,净断面28.0m2，锚杆+金属网+钢筋梁+锚索补强+单体液压支柱联合支护。

顶板锚杆采用杆体为φ22×2400mm左旋无纵筋螺纹钢筋。

锚杆锚固方式：

树脂加长锚固，采用两支锚固剂，一支规格为K2340，另一支规格为CK2340，钻孔直径为28mm，锚固长度为2.12m。

间排距800mm×900mm，靠近老塘帮上的一根顶锚杆距巷帮250mm，且与顶板垂线成15°夹角，其余与顶板垂直。

二次切掘进时为4根，间排距为800×900mm，靠近巷帮的顶锚杆距帮300mm，且与顶板垂线成15°夹角，其余与顶板垂直。

同排锚杆一次切与二次切间距250mm，一次切（第一排）和二次切（第一排）锚杆排间相错200mm。

钢筋网规格：

φ6.5mm钢筋网片，网孔规格100mm×100mm，网片规格2000mm×1000mm，网片搭接不少于100mm，每隔200mm使用16#绑丝绑扎一道，每道不少于3圈。

W型钢带规格：

钢带采用厚度3mm，宽度160mm，一次切长度长度4300mm，二次切长度长度2600mm，眼距800mm（或采用钢筋托梁，钢筋托梁采用φ14圆钢焊接而成）。

顶板锚索采用Φ17.8mm的低松弛预应力钢绞线，长度为6300mm。

锚索锚固方式：

树脂加长锚固，采用四支锚固剂，一支规格为CK2340（在孔底），三支规格为K2340，钻孔直径为28mm，锚固长度为2.04m。

锚索布置：

每排6根锚索，间排距1200mm×1800mm，距帮1600mm。

即：

一次切（第一排）布置3根，距巷帮1000mm；二次切布置3根，间排距1200mm×1800mm，距帮1600mm。

锚索均垂直巷道顶板。

临时加强支护：

在距非回采工作帮3500mm处（错开锚索托盘位置），顺巷打设一排单体柱大板棚（或π型钢梁）加强支护，单体柱间距为1800mm。

巷帮锚杆一次切（老塘帮）采用杆体为Ф20×2000mm左旋螺纹钢锚杆，一次切和二次切（工作面回采帮）采用Φ20×2000mm玻璃钢锚杆。

锚固方式：

采用两支树脂锚固剂加长锚固，先装一支CK2340、再装一支K2340，钻孔直径为28mm，锚固长度为1.65m。

锚杆布置：

每排每帮5根锚杆，间排距800mm×900mm，靠近顶的一根顶锚杆距顶板150mm，起锚高度150mm。

锚杆角度：

靠近顶底板的锚杆安设角度与水平成15°，其余与巷帮垂直。

网片规格：

老塘帮采用φ4.0mm钢筋网片，网孔规格100mm×100mm，网片规格2000mm×1000mm，网片搭接不少于100mm，每隔200mm使用16#绑丝绑扎一道，每道不少于3圈。

回采帮采用塑料网：

网孔规格50×50mm，网片规格3500mm×2000mm。

W型钢带规格：

非回采帮钢带采用厚度3mm，宽度160mm，长度3300mm，眼距800mm。

（或采用钢筋托梁，钢筋托梁采用φ14圆钢焊接而成，宽度100mm，长度3300mm，眼距800mm，在安装锚杆的位置焊接上两道纵筋，以便安装锚杆。

回采帮不用钢带。

施工过程中应根据巷道实际顶板岩性情况，增加锚杆、锚索的支护密度及长度，确保施工和使用安全。

巷道在掘进过程中，每隔50m由地质部门负责进行1次探顶（煤）板岩性工作，如遇巷道顶煤厚度、顶板岩性变化较大或地质构造比较复杂的区域，间隔距离按不超20m的要求进行1次探顶（煤）板岩性工作，及时准确掌握顶（煤）板厚度、岩性的变化情况，为确定巷道支护参数提供可靠依据，确保设计的高强度低松弛预应力锚索钢绞线锚固段锚固在顶板坚硬稳定的岩层中，必要时必须加长锚索的长度。

加强对巷道顶板、侧帮的监测监控工作。

如遇巷道顶板（顶煤）离层、破碎、侧壁片帮或锚杆、锚索托板和梯梁受力变形等有压力显现时，必须及时采取补打锚杆、锚索的方式或采取补架工字钢棚、U29型钢钢棚的方式加强巷道支护，确保顶板安全。

表****工作面切眼支护材料表

名称

材料

规格

顶

锚

杆

锚杆

高强左旋螺纹钢筋

φ20-M22-2400

托盘

采用拱型高强度托盘配合球形垫和减阻尼龙垫圈

150×150×10mm

锚固剂

树脂锚固剂

K2340，CK2340各一支

帮

锚

杆

锚杆

老塘帮：

高强左旋螺纹钢筋

回采帮：

玻璃钢锚杆

老塘帮：

φ20-M22-2000mm

回采帮：

φ20-2000mm玻璃钢锚杆

托盘

老塘帮：

拱型高强度托盘配合球形垫和减阻尼龙垫圈

回采帮：

玻璃钢锚杆配套托盘

老塘帮：

150×150×10mm

回采帮：

玻璃钢锚杆配套托盘。

锚固剂

树脂锚固剂

K2340，CK2340各一支

锚

索

锚索

低松弛预应力钢绞线

Φ17.8-1-6300mm

托盘

金属

300×300×16mm

锚固剂

树脂锚固剂

CK2340一支，K2340三支

锚具

金属

xxM18-1860

金

属

网

顶板金属网

顶板φ6.5mm钢筋网片

网孔规格100mm×100mm

网片规格2000mm×1000mm

两帮网

老塘帮：

Φ4mm钢筋网

回采帮：

塑料网

钢筋网：

网孔100mm×100mm；网片规格2000mm×1000mm

塑料网：

网孔50×50mm，网片3500mm×2000mm

钢

筋

梁

顶钢带（托梁）

W型钢带（或φ14钢筋托梁）

钢带（3mm×160mm一次切长度长度4300mm，二次切长度长度2600mm；

帮钢带（托梁）

老塘帮：

W型钢带（或φ14钢筋托梁）

回采帮：

无

钢带（3mm×160mm×3300mm）

托梁（φ14×100mm×3300mm）

4安全技术措施

一、顶板灾害防治

1、影响矿山压力显现基本因素分析

煤层顶、底板

9号煤层顶板岩性为砂质泥岩、泥岩、粉砂岩；底板岩性为石灰岩、泥岩、砂质泥岩。

构造对矿山压力显现的影响

井田内一采区总体上为一走向NE-SW，倾向NW的单斜构造，地层比较平缓，倾角一般在6°左右。

采区内未发现断层及陷落柱，亦未发现岩浆岩侵入现象，采区地质构造类型属简单类。

开采深度、采高、控顶距等对矿山压力显现的影响

开采深度直接影响原岩压力大小，同时也影响巷道或工作面周围岩层内支承压力值。

随着采深增加，支承压力必然增加，从而导致煤壁片帮及底板膨起的机率增加，由此也可能导致支柱载荷增加，而造成顶板事故。

开采深度对矿山压力显现的影响则比较明显。

本矿井9号煤层埋深由浅入深，随着开采深度的延伸，巷道掘进及工作面回采时矿山压力显现越来越强烈，对掘进工作面及回采工作面的支护带来不利影响，开采过程中应予以重视。

采面矿压显现（包括支架载荷、活柱压缩、煤壁承压）的强度，取决于采场推进速度，即每一个推进循环支架的工作时间。

采场推进速度缓慢，支架循环工作的时间越长，支架可能承受的老顶范围将愈大，此时当支架对老顶采取“限定变形”方案时，支架载荷递增的强度将愈大，当支架在“给定变形”状况下工作时，顶板的下沉和支架的沉缩将会高速发展。

当工作面处于下位岩梁裂断来压期间，这种情况将严重的显现出来，很容易出现“压死支架”等重大顶板事故。

控顶距和无立柱空间宽度对采面支架工作状况和压力显现特别是支架缩量有重要影响，控顶距和无立柱愈大，支架缩量随着支架停滞后工作面时间的延续增加的幅度愈大。

极易出现支架低头、局部冒顶压死支架等重大事故。

易发生顶板事故的地点

回采工作面上、下端头和靠近煤壁处，上、下端头由于空顶面积大，应力较集中，支护较困难，易发生冒顶事故；靠近煤壁处因液压支架支护不及时，煤壁易片帮，受顶板周期来压的影响，易发生冒顶事故。

掘进过程中，工作面巷道围岩松动，支护不及时，往往易发生冒顶和片帮事故。

2、一般顶板冒落灾害的防治措施

1）回采工作面顶板管理方式的选择

矿井开采的9号煤层回采工作面采用综采一次采全高采煤法开采，设计选用全部垮落法管理顶板，根据该矿和邻近矿井的生产经验，回采工作面采用全部垮落法管理顶板，顶板不需要强制放顶，周期来压和老顶来压均在一般范围内。

2）回采工作面支架选型

根据支架高度和支护强度计算结果，9号煤层选用ZY9200/24/50D型中部液压支架，ZYG9200/24/50D型过渡液压支架和ZYT9200/24/50D型端头液压支架。

3）采用综合机械化采煤时，必须遵守下列规定：

（1）必须制定安全作业规程。

（2）运送、安装和拆除液压支架时，必须有安全措施。

（3