顶板安全知识

顶板安全知识 顶板安全知识 一、顶板安全涉及的专业： 采、掘、开、修、回。 二、顶板类型的分类： 顶板：位于煤层上面的岩层。 顶板可分为:伪顶、直接顶、老顶。 伪顶：位于煤层之上随采随落的极不稳定岩层(厚度一般在0.5米以下)。 直接顶 ：位于伪顶或煤层之上具有一定的稳定性，厚度不定，一般能随放顶在采空区及时垮落，根据其稳定性可分为不稳定、中等稳定、稳定和坚硬四类。 老顶：通常位于直接顶之上，也有直接位于煤层之上的厚而坚硬的岩层，在采空区可以大面积悬露而不及时垮落。 三、矿山压力 矿山压力： 地下煤层被开采后，其周围岩体发生了变形和位移，同时围岩内的应力也增大和减小，甚至改变了原有的性质。这种引起围岩位移的力和岩体变化后的应力就叫矿山压力。 矿山压力显现： 在矿山压力的作用下，周围岩体发生运动及由此产生的支架受力和变形等现象就叫矿山压力显现。 支承压力： 井下进行的采掘工程，在煤岩体内形成了孔峒，孔峒以上的煤（岩）层重量由相邻煤（岩）体或其它支撑体承担，这种由于支承条件改变而在相邻支承体上形成的集中压力就叫支承压力。 煤（岩）层的产状三要素： 煤（岩）层的产状三要素是指煤（岩）层的走向、倾向和倾角。 走向——倾斜煤（岩）层的层面与假想水平面的交线所指的方向。 倾向——倾斜煤（岩）层的倾斜方向。它的方位与走向方位相差９０度。 倾角——倾斜煤（岩）层的层面与假想水平面的夹角。并有真倾角和假倾角之分。 煤矿井下常见的地质构造： 煤矿井下经常遇到的有断层、褶曲、节理（裂隙）等地质构造。 褶曲构造： 煤（岩）层受力后，被挤得弯弯曲曲但仍保持其连续完整的，称为褶曲构造。 褶曲的形状多种多样，但其基本形态只有两种：一种向下弯曲的称为向斜：另一种向上弯曲的称为背斜。 断层： 煤（岩）层受力后，发生断裂，出现断裂面，失去其连续完整性，称为断裂构造。对断裂两侧煤（岩）体没有发生明显相对位移的叫裂隙；发生明显相对位移的叫断层。 断层分为正断层、逆断层和平推断层三种。 断层出现的征兆： ①、煤层的走向和倾斜发生较大的变化。 ②、煤层顶、底板出现严重凸凹不平，顶、底板岩石发生较大裂隙，而且越接近断层裂隙越多。 ③、煤层厚度发生显著变化，煤层松软，光泽变暗，滑动面和磨擦痕增加。 ④、破碎带有滴水或涌水出现，瓦斯涌出量增大。 敲帮问顶： 就是利用手镐或钢钎之类的工具，去敲击巷道周围已经暴露而未加管理的岩石（或煤体），使其发出声音，来探明周围岩体内部是否松动、断裂和离层的一种 方法 快递客服问题件处理详细方法山木方法pdf计算方法pdf华与华方法下载八字理论方法下载 。 怎样敲帮问顶： 手托顶板，拿长把工具，由轻而重轻轻敲打顶板，若顶板发出“咚”的声音，就证明顶板已离层或脱皮，应及时将离层岩层放掉或进行临时支护，并用工具将松动的煤(岩)块除掉。 采煤: 矿山压力在采煤工作面的压力显现： ①顶板下沉，产生裂隙，发生局部冒顶或大面积冒顶；②工作面内的支架变形、折断或支柱钻底； ③在倾角较大的采煤工作面发生底板鼓起、滑动等现象； ④工作面的煤壁片帮、滑落或煤岩被压出等现象。 初次来压： 工作面从切眼开始回采时，随着工作面的推进，老塘面积增大，当第一次老顶垮落时，工作面支架承受的压力明显增大，这时的压力叫初次来压。 初次来压步距： 是指从开切眼煤壁开始推进到基本顶初次来压时，与采煤工作面煤壁的距离。 周期来压： 初次来压以后，老塘悬露面积又逐渐增大，到一定距离老顶又会折断，顶板压力和顶板下沉量又会增加，这种周期性的，有规律的老顶折断和支架受压增加，顶板下沉量加大的现象就叫周期来压。 工作面顶板控制： 采煤工作面中工作空间支护和采空区处理工作的总称叫工作面顶板控制。 顶板控制的方法： 有垮落法、充填法、缓慢下沉法及煤柱支撑法。 采空区上方岩层的结构： 采煤后，采空区上方岩层通常自下而上形成冒落带、裂隙带和弯曲下沉带； 影响回采工作面矿山压力的因素： (1)采高和控顶距(采高越大、控顶距越大、压力就越大)； (2)生产工序和推进速度； (3)开采深度；(4)煤层倾角。 判别回采工作面顶板压力大小的主要方法： (1)观察支柱受力大小 (2)观察采空区情况 (3)观察煤壁情况 (4)观察顶板情况 工作面易发生顶板事故的地点: (1)煤壁区 ； (2)初次放顶和回柱放顶时； (3)上下端头； (4)两巷超前支护区域 (5)地质构造带附近。 冒顶前的预兆: ①舍帮及顶板会发出象闷雷一样的响声； ②顶板出现掉碴或煤尘飞扬； ③煤墙片帮、裂缝、脱层； ④支架会发生折断，并发出断裂声。 煤壁片帮的防治: (1)加快推进度，甩掉压力，保证煤壁平直。 (2)工作面煤壁采直采平，及时站上煤墙柱并给足初撑力。 (3)煤质松软时，除站好煤墙帮柱外，还应及时用竹笆、椽子进行闭帮。(4)片帮严重的地方，应超前移梁支护并用竹笆、椽子护顶。 (5)合理布置炮眼，掌握好角度，装药量应适当控制，片帮严重时严禁放炮，手镐落煤。 6)加强煤壁动压注水注水质量必须合格。 支柱迎山角： 在采煤工作面内，支柱与垂直于顶底板的法线方向之间的夹角就叫支柱迎山角。 为什么要有迎山？大小如何确定？ 在缓倾斜煤层中，回采工作面的支柱不但要承受顶板的垂直压力，而且还要承受岩层沿倾斜方向产生的向下滑动力量，因此支柱一定要有迎山角，且迎山有力。 迎山角的大小根据煤层倾角而定，一般为煤层倾角的1/6-1/8。 在什么情况下支柱应采取防倒柱措施？ 在采高大、煤层倾角＞15°的工作面应采取防倒柱措施。 防倒柱的措施: ①在中排巷用一根棕绳贯穿整个工作面，并用子绳将支柱绑在棕绳上； ②煤墙、舍帮两根支柱分别用双抗网绑在一起（手把处一道、三阀处一道）； ③条带工作面舍帮付梁上固定一根1.2m的3分钢丝绳，另一端设活沟在支柱顶盖以下绕一圈，放顶后在付梁柱下绕两圈。 冒顶的分类: ①局部冒顶②压垮型冒顶③摧垮型冒顶。 为什么会发生压垮型冒顶事故？ 当顶板来压时，如果工作面支护强度不够，就可能发生压垮型冒顶而且多数是在台阶下沉过程中发生的。 为什么会发生推垮型冒顶？ 工作面大型顶板事故多以推垮型冒顶为主，推垮型冒顶是由于支架不能抵抗侧向推力而失稳引起的，因此应特别注意提高单体支架的稳定性。 “复合顶板” 下推垮型冒顶的原因: 所谓复合顶板是指煤层顶板由下软上硬不同岩性的岩层组成，软硬岩层间夹有煤线或薄层软弱岩层，下部软岩的厚度一般为0.5-2.0米之间的顶板，当支架的初撑力及刚度不够时，软岩层就离层；又由于原生及采动裂隙所切割，顶板软岩层中形成一个六面体。当六面体下方有空间，六面体向倾斜或采空区有“去路”并有一定倾角，即有向倾斜下方或向采空区的推力。如果围岩对六面体的摩擦阻力小于六面体无去路的推力，即会发生推垮型冒顶。 处理冒顶的方法及适应情况： ①撞楔法 ② 高梁法 ③ 开绕道法 撞楔法：适用于顶板不断冒落，但块度较小，冒顶范围不大但又看不到冒落后的顶板； 高梁法：适用于顶板沿煤壁冒落，矸石块度较大，但冒落后冒顶空间在一定时间内暂不冒落，即可临时架棚，在临时棚上绞架处理； 开绕道法：适用于冒顶范围很大，以上两种方法无法处理时，可沿煤壁开绕道或另做开切眼绕开冒顶区。 防止冒顶事故的要求： (1)支架架设符合作业规程要求； (2)支护及时，不空顶作业； (3)支柱初撑力达到要求，保证有足够支护强度； (4)放顶顺序符合要求； (5)炮眼布置合理，装药量适当； (6)特殊时期措施得力； (7)坚持正规循环作业； (8)抓好事故多发地点的管理工作。防止冒顶主要手段是提高支柱初撑力。 初撑力： 指初设支柱对顶底板的主动支撑能力。 影响支柱初撑力的因素： (1)泵站压力大小 (2)底板比压力小，支柱钻底或顶空 (3)注液阀进孔被脏物堵塞 (4)密封失效 (5)注液枪失灵，管路漏液严重 (6)操作时没将初撑力给足 (7)安全阀调压螺丝松动，没达到规定调整 标准 excel标准偏差excel标准偏差函数exl标准差函数国标检验抽样标准表免费下载红头文件格式标准下载 。 提高支柱初撑力的措施： (1)保证泵压达到18MPa，乳化液浓度达到2-3%； (2)液压系统完好不漏液； (3)保证顶实、底实、支柱穿鞋； (4)主管路使用无缝钢管； (5)加强多次注液，保证注液时间； (6)减少同时用枪个数，尽量单枪注液； (7)加强支柱维修，严禁使用失效支柱； (8)使用增压或注液枪； (9)投入使用大流量泵站。 操作单体柱应注意的事项: (1)新下井支柱要排出柱腔内的空气； (2)严禁使用漏液及损坏的支柱； (3)支柱必须对号入座，两人配合作业，支柱支要实底或柱鞋上并迎山有力，注液前要用注液枪冲刷阀嘴然后插枪注液； (4)升柱时应保证支柱初撑力； (5)手抓支柱手把时应掌心向上，防止砸伤手背； (6)回柱卸载时要用工具，不准用锤等敲打，不准做推溜器； 失效支柱有哪些特征？ 密封损坏、漏液；阀体损坏或失灵；柱体弯曲、顶盖掉爪、手把变形。 单体柱三用阀的作用: 注液升柱，卸载回柱，安全溢流。 掘 进: 煤矿中巷道断面的形状及常用的巷道断面形状: 巷道断面形状一般有矩形、拱形、梯形、马蹄形、椭圆形、圆形及其特殊条件下使用的不规则形等。 最常用的巷道断面形状为梯形和拱形两种。 巷道支架应具备的性能: ①、具有一定的支撑力，使围岩不致破坏，以利用围岩的承载能力。 ②、具有一定的可缩性，允许围岩有一定的变形而减轻支架所受的压力。 ③、由于巷道围岩岩性的不均匀性，有些巷道顶压大，有些巷道侧压大，有些巷道有底臌，还有可能是上述情况的组合，因此，支架支撑力和可缩性还必须适应这些不同情况。 按巷道支护的承压方式分为哪几种支护类型？ ①、被动承压支护:用承载结构支承围岩的压力，如砌碹支护和棚式支架。 ②、主动承压支护:支护与围岩形成统一结构，利用围岩自身支承围岩压力。如锚杆支护、锚喷支护、锚喷网支护等。 ③、联合支护:将主动承压和被动承压联合应用以支承围岩压力。如锚喷与砌碹，锚喷与棚式支护等。 按支护形式分,巷道支护分哪几种？各具有什么特点？ ①、架棚式支护;适应性强，一般地质条件下均可使用，尤其是多用于回采巷道。 ②、锚喷支护;多用于动压较小的开拓、准备巷道。③、联合支护;适应于围岩松软、压力较大的地点。 选择巷道支护形式和支护材料应考虑的因素: ①、巷道的用途及要求；永久性大巷等宜选用防火、防水、防腐蚀的耐压支架。如锚喷等。 ②、巷道的服务年限（时间）：服务时间长的多采用防腐性能好的耐压支架，短的宜选用棚式支架，便于回收。 ③、围岩压力的大小：静压大时宜用锚喷支护，动压大时，宜选用“Ｕ”型钢可缩性支架。 ④、巷道的断面形状：金属支架可加工成各种面形状，砌碹支护只选用曲线断面巷道。 ⑤、支护费用：在满足安全使用的条件下，应选择材料来源充足、加工方便、施工简单的支架。 在施工中怎样贯彻执行“敲帮问顶”制度: 按照“煤矿安全规程”规定，班组长应及时地对顶板和两帮围岩进行检查，工作人员也必须经常地检查工作地点的顶板、煤壁、支架等情况。在急倾斜煤层中，还必须同时注意底板情况。当通过敲帮问顶发现异常时，应采取措施，进行处理。 在松软、破碎的煤岩层中掘进，常采用的施工方法: 根据松软岩层的特点，常用的施工方法有：①超前导硐法；②、短段掘砌法；③撞楔法；④、锚砌或锚支联合支护施工法。 掘进巷道顶板管理的内容: ①、掌握巷道开掘后围岩体的范围和应力分布情况。了解围岩的性质、巷道埋深、巷道周围地质构造、水文变化、巷道横断面形状和尺寸。 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，编制合理的爆破 说明书 房屋状态说明书下载罗氏说明书下载焊机说明书下载罗氏说明书下载GGD说明书下载 ，包括合理的钻眼眼位、角度、深度、装药量及爆破次序等，并严格现场操作，以减少对顶板管理影响。 ③、施工中，严格工程管理，保证工程质量，并做好基础资料的积累和隐蔽工程的记录工作。 影响放炮掘进巷道施工中顶板管理的主要工序及如何减少这些工序对顶板管理的影响: 放炮掘进巷道施工中影响顶板管理的工序主要有：破岩和支护。 为了减少这两道工序对顶板管理的影响，必须做到：①合理布置炮眼位置并正确打眼。 ②合理选择爆破参数及放炮次序。 ③按规程和质量标准规定的要求进行支护。 掘进巷道容易发生冒顶、片帮事故的地点: ①、巷道交叉点、煤巷开口处。②地质变化带处。③、空顶处。④、大倾角巷道。 光面爆破及优点: 光面爆破是合理利用炸药能量的一种控制爆破技术。 光爆的优点有：隙；①巷道围岩不产生或少产生炮震裂；②巷道表面规整，尺寸合乎要求 ③掘进巷道很少出现眦牙咧嘴的“危石”。 光面爆破的标准: ①眼痕率：硬岩不小于80%，中硬岩不小60%； ②软岩巷道，周边成型符合 设计 领导形象设计圆作业设计ao工艺污水处理厂设计附属工程施工组织设计清扫机器人结构设计 轮廓； ③两炮的衔接尺寸：眼深小于3m时，不得大于150mm；眼深为5m时不得大于250mm； ④岩面不应有明显的爆震裂隙； ⑤巷道周边不应欠挖，平均线性超挖值应小于200mm。 光面爆破的炮眼按用途和位置的分类: 答：可分为周边眼、掏槽眼和辅助眼三种。 如何实现光面爆破: （1）严格按照作业规程和施工措施规定的炮眼数目、间距、角度、深度、装药量进行打眼、装药、放炮。 （2）根据现场情况及时合理调整爆破参数，满足施工需要。 安全质量标准中对锚杆锚固力的测试规定: 巷道每30～50m或每300根（含300根以下）锚杆必须检查一组，每组检查3根，进行锚固力测试。做好施工记录，检查时抽查施工记录，必要时进行现场测试。 锚喷支护的作用原理: 利用加固围岩的方法对巷道进行支护，是一种主动承压支护。 如何保证锚杆支护的质量: ①锚杆杆体及锚固剂的材质、品种、规格、结构、强度符合设计要求； ②锚杆眼的深度、间排距、布置方式等符合要求； ③安装锚杆必须按操作规程规定严格执行； ④施工完毕后，还应指定人员进行检查，发现问 题 快递公司问题件快递公司问题件货款处理关于圆的周长面积重点题型关于解方程组的题及答案关于南海问题 及时解决。 锚杆的布置应遵守的规定: ①在岩面上，锚杆应呈菱形排列； ②在巷道横断面上，锚杆应与岩体主结构面（岩层导面、裂隙面）呈较大角度布置，一般不小于７5°；当主结构面不明显时，可与巷道周边轮廓线垂直布置； ③锚杆间距，不应大于锚杆长度的三分之二；破碎围岩中的锚杆间距，还应缩小。 锚杆的种类及适用条件: 按锚固原理锚杆可分为整体锚固式和端头锚固式两大类； 按对锚固区围岩的作用可分为预应力锚杆和非预应力锚杆。 整体锚固的锚杆适合于围岩强度低易离层破碎的围岩；端头锚固适合于比较完整，变形后易于开裂、成层状及大块的围岩；预应力锚杆适合围岩强度高的围岩；非预应力锚杆适用于比较软的岩层。 如何保证喷射砼的质量: ①所用水泥、骨料、水、外加剂等的规格、性能及配合比符合设计要求； ②坚持“七不喷”的原则； ③拌料均匀； ④上料连续均匀； ⑤分段喷射； ⑥分层喷射； ⑦近距离、低风压、螺旋式喷射； ⑧喷后养护。 喷浆后的砼为什么要进行养护？养护期最短为多少天？ 砼喷射后，逐渐凝固、硬化，这个过程主要是水泥的水化作用，而水化作用必须在适当的温度和湿度条件下才能完成。如果空气干燥，砼中的水分蒸发过快，砼出现脱水，砼表面就会脱皮或起砂，内部也会松散，直至干缩裂纹，降低其强度。因此，为了保证对喷射后的砼有适宜的硬化条件，使其强度不断增长，必须对喷射后的砼进行养护。养护期最短为１４天。 常用的喷射砼的配合比及对速凝剂的掺量要求: 常用的喷射砼配合比是：水泥:砂子:石子＝１:２:２。速凝剂的掺量一般为水泥重量的2～4℅ 喷浆坚持的“七不喷”: ①爆破不成形不喷； ②不处理不安全因素不喷； ③不按中腰线挂好边线不喷; ④岩帮冲洗不干净不喷； ⑤不按比例配料不喷； ⑥不是潮料不喷； ⑦基础不够不喷。 正确的喷砼顺序: 先下后上，先墙后拱旋转喷射。 锚喷巷道工程质量中基本检查项目: ①巷道净宽；②巷道净高；③锚固力；④喷层厚度；⑤表面质量；⑥基础深度；⑦巷道坡度。 锚喷巷道工程质量中允许偏差项目: ①锚杆间、排距；②锚杆孔深度；③锚杆角度；④锚杆外露长度；⑤水沟的位置、宽度和深度。 文明生产中对临时轨的要求: 临时轨道铺设，轨距误差不大于10mm，不小于5mm；轨道接头间隙不超过10mm，内错差、高低差不大于5mm水平误差不大于10mm；轨枕间距不大于1m，构件齐全坚固有效。 巷道贯通前必须采取的主要措施: 当两个工作面相距２０米、煤巷综合机械化掘进巷道相距５０米时，必须停止一个工作面，实行单工作面施工。在此之前，测量部门必须下达通知单，并报告主管矿长和总工程师。贯通工程应编制安全技术措施，经矿总工程师批准后执行。巷道贯通工作必须由分管副矿长组织安监、通风、地质测量、调度等部门人员和掘进区、队长分班负责到现场指挥，直至贯通工作完毕。 掘进工作面到永久支护之间的主要规定: 应有临时支护。永久支护和临时支护的形式、间距和空顶距离，必须在施工组织设计中规定。靠近掘进工作面的支架，放炮前应进行加固。放炮崩倒、崩坏的支架必须及时修复。 采用锚喷支护，必须遵守的规定: （一）锚喷支护的端头到掘进工作面的距离，锚杆的形式、规格、安装角度，喷体厚度，以及围岩涌水的处理等,必须在施工组织设计中规定； （二）采用钻爆法掘进的巷道，应采用光面爆破； （三）打锚杆眼前，必须首先敲帮问顶、清理活石。如处理活石有危险时，必须设置临时支护； （四）喷锚前，必须将岩帮、眼孔清洗干净； （五）对锚杆必须进行拉应力试验，对喷体应做厚度和强度检查。在井下做锚固力试验时，应有安全措施； （六）锚杆的托板，必须紧贴顶板或巷壁，并用螺母拧紧； （七）施工过程中，工程规格质量必须符合设计要求。施工完毕后，还应指定人员经常检查，发现问题及时解决。 （八）岩帮如有涌水，必须进行处理，以防喷体脱落。 （九）处理堵塞的喷射管路时，必须将喷枪口朝下，以防突然喷射和管路弹动伤人。顶板安全及管理 造成顶板事故的相关要素： 1、爆破因素： 爆破会产生崩倒支架或冒顶事故的发生： 放炮崩倒支架的原因主要有： ①支架（柱）架设质量差，爆破时支架被崩倒； ②爆破设计不合理，或局部区域情况变化后没有及时调整爆破设计，造成爆破时有大块岩石崩出，崩倒支架； ③钻眼作业不当，炮眼角度偏斜，炮眼装药过多，炮泥装得少、质量差，爆破时支架崩倒； ④采煤工作面炮道宽度小，太靠近支架，爆破时崩倒支架。 爆破作业造成冒顶的主要原因有： ①顶眼距顶板距离太小或直接打入顶板内，爆破时造成冒顶； ②采掘工作面遇有地质构造，顶板松软破碎，未采取少装药、放小炮的办法而造成冒顶； ③顶眼装药量大，爆破时顶板受冲击强烈造成冒顶； ④一次起爆数量大，空顶面积大，或崩倒支架，而未及时支护造成冒顶。 2、支护因素： ①及时性；②可靠性；③强度；④密度；⑤稳定性。 科学、合理的支护是有效防止顶板事故的重要措施，及时、稳定可靠的支护是在时间上抢先支护顶板，从而达到有效控制顶板的作用。比如：煤巷掘进工作面在顶板松软破碎时采用钎椽、钢钎等前挺顶，对爆破成型差或冒落形成的空帮空顶及时背实，增强支架的稳定性等措施在顶板控制方面都有着较好的应用效果。 3、矿压因素： 这种由于在地下煤岩体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”，简称“矿压”。这些由于矿山压力作用，使围岩、煤体和各种人工支撑物产生的种种力学现象，统称为“矿山压力显现”，简称“矿压显现”。所有这些人为地调节、改变和利用矿山压力作用的各种措施，叫做“矿山压力控制”，简称“矿压控制”。 巷道矿压控制的方法和途径： （1）巷道保护。是指为了使围岩应力与岩体强度保持较适应的关系，以便预防巷道失稳或有效地减轻矿压危害而采取的各种技术措施，如选用有利于保持巷道稳定的断面形状，在巷道设计和掘进时就为预期的巷道缩小量预留备用断面，在巷旁留护巷煤柱或砌筑人工保护带，将巷道布置在坚硬岩层中或应力降低区等等。 （2）巷道支护。一般指借助于安设各种矿山支架去预防巷道围岩产生过度变形和防止巷道冒顶、片帮，以保证巷道正常使用。 （3）巷道维护（维修）。是指对已进行过支护的巷道，为了改善已恶化的维护状况和恢复其稳定性所采取的一些措施，如巷道补棚、补柱、扩帮、起底、更换已损坏的支架构件甚至重新支护等。 分析目前所采用的矿压控制方法，从其对付矿压的原理来年不外“抗压”、“让压”、“躲压”、“移压”等几种。传统的巷道矿压控制方法多以“抗压”为主，这种方法不仅使巷道支护工作耗费大量的人力物力，而且常不能取得满意的护巷效果，有时也将两种原理配合使用，如采用“躲压+移压”、“移压+让压”的联合措施等，以取得更为理想的护巷效果。 采区巷道保护基本措施： （1）将巷道布置在性质良好的岩层中。为巷道选择坚硬而稳定的岩层中；将巷道布置在均质的煤和岩体中；避免将巷道开掘在地质破坏区。 （2）将巷道布置在低压区。在煤体边缘低压区内布置巷道。根据支承压力沿煤层倾斜的显现规律，与采空区相邻的煤体边缘地区存在一个应力比原岩应力低的卸压带，所以在这个区域内掘进和维护巷道可以减轻巷道受压，达到容易维护的目的。这种巷道保护方法叫无煤柱护巷，常见的有沿空掘巷和沿空留巷； 在煤体下方低压区布置巷道。在煤体与采空区交界处的下方底板岩石中也存在一个应力降低区，故将巷道布置在该区域内也可达到减轻巷道受压和改善巷道维护的目的。一般规律是巷道在采空区方向深入采空区下方距煤体边缘越远，所受支承压力的影响越小。在确定能使巷道获得卸压效果的合理位置，需要综合考虑巷道至煤层底板的合理垂距和至煤体边缘的合理水平距离； 在采空区内形成巷道。虽然采空区已经卸压或逐渐向原始应力逐渐过渡，但由于在采空区内掘进难度较大，目前应用还比较少。 4、工序紊乱或缺项因素： 《采掘作业程序工艺岗位标准》是集团公司采掘技术的结晶，通过学习和论证，该标准现场可操作性强，安全系数高。按《标准》规定的程序工艺进行作业，有利于顶板管理，如果工序紊乱或缺项，会直接造成顶板管理形成漏洞。比如：架棚巷道掘进工作面正规的工序是先上梁护顶后再挖柱窝站腿，目前集团公司仍有极少数采用先挖柱窝站腿后上梁的错误工序作业，有的甚至没有使用前探梁超前护顶。这些工序紊乱或缺项的行为极不利于顶板管理。 5、其它因素。如地质构造、围岩特性等。 三、顶板事故的分类和可能造成的危害 顶板事故的分类：从导致采场或巷道顶板事故的力源看：有垂直于巷道轴线的顶板压力（有时还有两帮岩体的压力，甚至有来自底臌的压力），压坏巷道支架而导致的；有来自重力引落巷道无支护处或支护失效处顶板破碎岩（煤）块而导致的；也有来自平行于巷道轴线的顶板力推倒巷道支架而导致的。因此从力源上来看，共有压垮型冒顶、漏冒型冒顶和推垮型冒顶。由于事物的复杂性，有些巷道顶板事故属于综合型。 可能造成的危害：1、对人身的直接伤害；2、阻断运输；3、阻断水流；4、阻断风流；5、其它系统伤害；6、系统隐患。 四、巷道矿山压力与支护技术 （一）、矿山压力系指地下开掘井巷工程和煤炭开采后，破坏了原岩体应力平衡状态，引起了岩体内应力的重新分布，在应力重新分布过程中，围岩产生运动、变形、断裂、位移、直至垮落。人们通常把这种由开采过程而引起的岩移运动对支架围岩所产生的作用力，称为矿山压力。 在矿山压力的作用下，引起一系列的自然现象，例如顶板下沉和垮落、底板鼓起、片帮、支架变形和损坏、充填物下沉压缩、煤岩层和地表移动、露天矿边坡滑移、冲击地压、煤与瓦斯突出等。这一系列现象统称为矿山压力显现。因此，矿山压力显现是矿山压力作用的外部表现。 （二）、巷道矿压显现基本规律 1、回采工作面周围应力分布 煤层开采以后，已采空地区上方岩层重量将向采空区周围新的支承点转移，从而在采空区四周形成支承压力带。除此之外，相邻的两个采空区所形成的支承压力也会发生叠加，称为叠合支承压力。采空区周围的支承压力在垂直煤层层面方向的分布范围及其一般规律，离被开采煤层不远的顶底板岩层中，支承压力的集中程度较高，随着离被采煤层距离加大，顶底板内支承压力集中程度逐渐降低。此外，支承压力的峰值位置和其影响范围也随离开采煤层距离不同而有所变化。 2、巷道开始掘进到开采完全结束的全过程中，矿压显现要经历五个阶段。（1）、巷道掘进阶段。在煤层或岩体内开掘巷道，就会引起围岩应力重新分布，其围岩立即产生移动和变形。但因掘进巷道仅对小范围岩体造成扰动，矿压显现不很剧烈，并随着巷道掘出时间的延长，围岩应力分布较快趋向平衡，移动速度也趋向稳定；（2）、无采掘影响阶段。这个阶段的顶底板移近速度比掘巷期间要小得多，故巷道基本上处于稳定状态；（3）、采动影响阶段。由于回采工作引起围岩应力再次重新分布而造成的。由于采空面积大，导致岩层运动规模大，故这阶段中矿压显现也最强烈；（4）、采动影响稳定阶段。巷道围岩经受一次采动影响后重新进入相对稳定的阶段，围岩移动特征基本上与无采掘影响阶段类似，但围岩平均移动速度一般比无采掘影响阶段稍大一些；（5）、二次采动影响阶段。在下区段回采时，由于开采面积进一步扩大，重新引起顶板岩层失稳和运动，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。 3、沿煤层倾斜方向的矿压显现规律，对于正确选择采区巷道位置，确定合理的护巷煤柱尺寸或采用无煤柱护巷方法等都有重要意义。工作面下部沿倾斜开掘的联络斜巷为例，巷道内从煤体边缘向煤体深部可分为三个不同的矿压显现带。（1）、煤体边缘卸载带。在高应力作用下，煤体边缘常在不同程度上产生变形和破坏，使其承载能力降低，从而形成受力较原岩应力为低的卸载带；（2）、支承压力显现带。由于边缘煤体遭到破坏后已基本上失去承载能力，上覆岩重即向煤体深部转移，从而形成沿倾斜方向的支承压力影响带；（3）、原岩应力带。在支承压力达到峰值以后，随远离煤体边缘，支承压力影响逐渐减弱，至煤体内部一定距离处即转入原岩应力状态。 4、开采后底板岩层中可分出以下几个不同的矿压显现区。（1）、应力增高区。开采引起的支承压力经煤层传递至底板岩层，在靠近采空区的煤体下方形成的大于原始应力的增压区，且愈靠近煤层，该集中应力值愈大；（2）、应力降低区。开采后顶板岩石离层、冒落，在邻近煤体的采空区下方底板岩层中形成应力明显低于原始应力的卸压区，且随远离煤层其卸压程度逐渐减小；（3）、影响轻微区。位于煤体边界处的采空区下方，介于应力增高区和应力降低区之间受采动影响轻微的地区；（4）、未受影响区。在煤层底板中，离煤体上支承压力强作用区距离较远或深度较大，因而未受支承压力影响的地区。 2、爆破技术： ①火工品特性及选择： 火工品对煤矿而言主要是指炸药和雷管。 炸药是在一定的外界作用下（如受热、撞击）才能发生爆炸，同时释放热量并形成高热气体的化合物或混合物。按成份主要分为硝铵炸药、铵油炸药、乳化炸药；按安全性能分为安全型和非安全型，所谓安全型是指炸药爆炸的瞬间所产生火花的时间小于引爆瓦斯的感应时间。 雷管按起爆方式分为火雷管和电雷管，按起爆时间分为瞬发雷管和毫秒雷管。 煤矿炸药选用矿用乳化炸药或矿用安全型乳化炸药，雷管选用毫秒雷管。 火工品的特性是具有适当的感度、具有适当的威力、安定性和安全性、具有抵抗外界诱发作用的能力、适宜的经济性。 ②炮眼布置及装药结构： 采面炮眼布置主要采用掏槽、辅助和周边眼三种布置形式。 装药结构有正向装药和反向装药两种。 ③起爆顺序： 毫秒雷管总共有5段，每段间隔时间为10～100毫秒，装药顺序为底眼从作业地点由下向上从1段到5段，顶眼从作业地点由下向上从2段到5段，连接方式为串联，起爆顺序为底眼从1段到5段和顶眼从2段到5段间隔起爆。 掘进起爆顺序为：先掏槽再辅助后周边眼的起爆顺序。 ④爆破本身需注意安全事项： 一炮三检 撤人距离 处理瞎炮、拒爆、残爆 开机放炮 （四）、支护技术： 1、采区巷道矿压控制基本方法和途径 （1）巷道保护，是指为了使围岩应力与岩体强度保持较适应的关系，以便预防巷道失稳或有效地减轻矿压危害而采取的各种技术措施，如选用有利于保持巷道稳定的断面形状，在巷道设计和掘进时就为预期的巷道缩小量预留备用断面，在巷旁留护巷煤柱或砌筑人工保护带，将巷道布置在坚硬岩层中或应力降低区等等；（2）巷道支护，一般指借助于安设各种矿山支架去预防巷道围岩产生过度变形和防止巷道冒顶、片帮，以保证巷道正常使用；（3）巷道修护（维修），是指对已进行过支护的巷道，为了改善已恶化的维护状况和恢复其稳定性所采取的一些措施，如巷道补棚、补柱、扩帮、起底、更换已损坏的支架构件甚至重新支护等。 2、巷道支护原理 （1）、巷道支架与围岩相互作用和共同承载原理 合理利用巷道围岩的自承力；合理选择支架工作点；提高围岩自承能力； 选择合理的支护方式与参数。 （2）、减轻巷道压力的途径 巷道布置在应力降低区；将巷道布置在较稳定的岩层中；巷道围岩卸压。 3、临时支护形式及作用：（1）爆破后岩巷采用初喷，挂网，加打锚杆作为临时支护；架棚巷道采用在前探梁配合支架棚梁，打顶部网（荆笆）和川杆作为当前临时支护形式。（2）有效控制上部岩石，防止顶部岩体掉落伤人，预防顶板事故的发生。 4、岩巷永久支护 （1）锚杆支护技术：锚杆支护是由锚固在巷道四周的一系列杆件系统组成的。这些杆件配以支撑件和背板（也可以不用），靠它们的锚固力和向岩体稳定部分的悬吊作用，防止破碎岩石冒落。巷道上方的松软岩层被锚杆固结到其上部坚固的岩层上；松软有裂隙岩层的几个分层，彼此之间被锚杆夹紧形成梁和拱形式的承载结构；松软不稳定的岩石分层彼此之间夹紧并被锚杆固结在上部坚固岩层上；在掘进巷道时，被破坏的有裂缝的岩石分层被锚杆夹紧并被悬挂在自然平衡拱上；不稳定的有裂缝的岩层被锚杆的联接部件托住并被悬挂于自然平衡拱的拱脚；不稳定的岩石分层被锚杆夹紧并悬吊于自然平衡拱的拱脚。锚杆的作用原理：A、加固拱作用对于被纵横交错的弱面所切割的块状或破裂状围岩，如果及时用锚杆加固，就能提高岩体结构弱面的抗剪强度，在围岩周边一定厚度的范围内形成一个不仅能维持自身稳定，而且能防止其上部围岩松动和变形的加固拱，从而保持巷道的稳定。B、悬吊作用：指锚杆把将要冒落的软弱岩层或危岩悬吊于上部坚固稳定的岩体上，由锚杆来承担危岩或软弱岩层的重量。C、组合梁作用：在层状岩层的巷道顶板中，通过锚入一系列的锚杆，将锚杆长度以内的薄层岩石锚成岩石组合梁，从而提高其承载能力。D、围岩补强作用：锚杆可以增加岩层弱面的剪断阻力，使围岩不易破坏和失稳。E、减小跨度作用：巷道顶板打了锚杆，相当于在该处打了点柱，减小了顶板跨度，从而增强了顶板岩石的稳定性，使岩石不易变形和破坏。F、挤压连结作用：锚杆将巷道围岩锚栓挤紧，对岩石施加预应力，以平衡岩石内所产生的张拉应力，阻止裂隙的继续扩大。而且对于松散岩石能起到挤压连结和加固作用。 （2）喷浆支护技术及作用原理： A、喷射混凝土以较高的速度射入岩体张开的节理裂隙，产生粘结作用，提高围岩强度。B、喷射混凝土层封闭了围岩表面，防止因水和风化作用所造成的围岩破坏与剥落。C、巷道掘进后及时喷射具备一定早期强度的混凝土，可将围岩表面凹凸不平处填平，消除因岩面不平引起的应力集中现象。D、改善岩面应力状态，由双向应力状态变为三向应力状态，使巷道能保持稳定状态。E、能与围岩紧密地粘贴在一起，和围岩一起产生一定量的共同变形，防止围岩发生松散破碎。F、堵隔涌水，防止流失。G、防止松动岩块滑移坠落。 （3）锚索支护技术及原理：锚索支护是锚杆支护的一种特殊形式，其实质是通过锚索对被加固的岩体施加预应力，限制岩体有害变形的发展，从而保持岩体的稳定。现采用的预应力锚索有如下特点：一是锚索长度较长，使其能够锚入到深部比较坚固稳定的岩层中去，并且能够施加相当数量级的预应力，是一种有效的主动支护方式。二是可以和其它加固措施相结合，具有不缩小巷道断面，尤其对于破损巷道的加固。 （4）联合支护技术及工艺原理:每种类型的支护各有其优缺点，有些情况下，仅采用一种形式的支架难以满足整个使用期巷道维护的要求。如果将几种不同类型的支架配合使用，例如采用内部加固和外部支撑相结合的支护方式，往往可从总体上取得更好的护巷效果。联合支护多在深部开采条件下用于支护断面大、岩层松软和服务年限较长的开拓和准备巷道。 联合支护是基于以下几点提出的：A、各种支护类型具有不同的支护特性，同时采用几种类型支护可取长补短，从而最终取得较好的支护效果；B、支架的承载力并非越大越好，增大支架承载力将使支护成本增高，然而却不能按相应比例增大对围岩移动的抑制作用，所以应使支架承载力保持在一个技术上有效、经济上有利的范围内，即求得在一定条件下合理的承载力；C、由于不同矿压显现带内顶板动态有显著差别，故不应该在巷道全部长度上或在同一时间内采用同样大小的支护强度，即不同矿压显现带内支架的合理支护强度应是不同的；D、对于需要加大支护强度的某些矿压显现带，其支护强度可以由同一类型支护通过改变技术参数来实现（如采取高阻力低密度支护或者相反），因而在进行巷道联合支护时，可以提出能保证巷道具有足够支护强度的多种技术方案，以便从中选出技术经济效果最佳的联合支护方案；E、由于巷道总移近量是在各矿压显现阶段内累积而成，故对于整个服务期间总移近量很大的巷道，不应由一种类型支架可提供的可缩量满足顶底板总移近量，而应在不同矿压显现带内由不同类型支护先后地、分别地加以满足。 （5）应注意的问题：巷道爆破成型必须达到光爆标准要求；锚杆锚固力符合设计要求；锚杆的排列方式、安装角度和数量；砼配合比、喷浆厚度符合作业规程规定；坚持混凝土的潮喷和砼的养护；托板安设要齐全有效。 5、煤巷永久支护： （1）木支架：重量轻加工容易、成本较低、具有一定的可缩性、当压力大时，它在折断前可发出劈裂的声响，能给人们带来一个报警的信号，适应多变的地质条件，但强度有限，不能防火，易腐朽，风阻很大，并且不能阻水和防止围岩风化。木支架一般可使用在地压不大，断面较小和服务年限较短的回采巷道，也可用于局部巷道维修和巷道掘进的临时支护。 （2）U型钢拱形可缩支架：A、半圆拱可缩性支架：主要力学特性为承载能力较大（特别是在均匀受压时），适用条件是回采巷道和与集中胶带机道连通的石门，围岩压力较大，较均匀或有一定侧压；B、三心拱直腿可缩性支架：主要力学特性为承载能力较大（特别是在顶压较大时），适用条件是回采巷道和与集中胶带机道连通的石门，围岩压力较大，特别是顶压较大；C、三心拱曲腿可缩性支架：主要力学特性为承载能力较大，抗侧压能力较大，适用条件是回采巷道和与集中胶带机道的石门，围岩压力较大，压力较均匀，顶压和侧压均较大。 （3）封闭曲线形可缩性支架：A、圆形可缩性支架：主要力学特性为承载能力大，抗底臌和两帮移近量的能力大，特别是在均压时，适用条件是围岩松软，移近量大，底臌和两帮移近量较严重，在压力较均匀、并在回风平巷使用时更为有利；B、方环形可缩性支架：主要力学特性为承载能力大，抗底臌和两帮移近量的能力大，特别是在肩压大，压力不太均匀时，适用条件是围岩松软，移近量大，底鼓和两帮移近量严重，在压力不太均匀，并在回风平巷使用时更为有利。 （4）梯形支架：A、梯形刚性支架：主要力学特性为不可缩，承载能力较小，适用条件是围岩较稳定，变形量较小，多用于巷道净断面小于10m2的炮采工作面两巷及综采工作面的回风平巷;B、梯形可缩性支架：主要力学特性为垂直可缩，承载能力较小，适用条件是围岩较稳定，顶压较大，侧压较小，多用于巷道净断面小于10m2的炮采工作面及综采工作面回风平巷。 （5）、支护工艺; 工字钢支护：A、刷帮，将架棚点的浮煤清理至实底上。B、按中线和巷道下宽确定柱窝位置，按腰线确定柱窝深度，柱窝过深、底板松软或有涌水时必须垫木鞋。C、将棚腿放入柱窝内，调整好扎角，并稳固好棚腿。D、将前探梁托住的棚梁与棚腿合口，合口同时将肩口垫放入梁口。E、合口后按中线、三角线将支架扶正，并将支架背紧背牢。F、铺帮网，上齐椽子、撑木和防崩器。 Ｕ型钢支护：A、刷帮，将架棚点的浮煤清理至实底上。B、按中线和巷道下宽确定柱窝位置，按腰线确定柱窝深度，如果柱窝过深、底板松软或有涌水必须垫木鞋。C、将棚腿放入柱窝内，对准棚梁接口位置，按照作业规程规定的搭接长度与棚梁搭接,要求梁腿密贴。安上卡缆和拉杆,拧紧螺母。D、按中线、三角线将支架扶正，并将支架背紧背牢。E、铺帮网，上齐椽子。F、用专用扳手逐个拧紧卡缆螺母。 （6）支护工作应注意的安全问题：坚持使用前探梁超前支护，严禁空顶作业；煤（岩）层活时要严禁放炮或放小炮，使用钎川挺和煤层注水；挖柱窝和架棚时要有专人观山；支架构件要齐全有效；巷道内椽子断裂，应及时更换；棚梁接口要严密；木棚支架断梁折柱三根要及时更换处理，处理时要由外向里进行；严禁使用缺齿的“工字钢”棚梁或梁当腿用； ③采面支护： a 采面特殊支护形式及要求； 戗棚：根据戗棚梁长，采用一梁两柱或一梁三柱的对接棚，棚腿戗向采空区，棚梁与顶梁接实，支柱升紧打牢。 木垛：木垛由矩形或圆形的坑木组成，用圆木时最好将相对两个面削平以使木垛平稳。木垛形式有正方形、长方形、三角形三种。 密集支柱：密集支柱的排数根据顶板压力、采空区悬顶及基本柱距决定，可用一排或两排。分组支设的密集之间相隔0.8~1.2m作安全出口。 丛柱：每组丛柱数量为3棵~6棵，丛柱间距4m~10m。丛柱有很大的刚性，支撑能力大，但易造成集中压力，圆木需用量大，又难回收，只在特殊情况下使用。 b采面一般支护及要求； 柱距：600㎜，误差≤±100㎜ 排距：1000㎜，误差≤±100㎜ 支柱直线：偏差不超过±100㎜ 高度：符合作业规程规定，一般为2米 初撑力：中排柱55KN、两侧30KN，超前支护段50KN。 护顶：椽子数量按作业规程规定打足打够，荆芭接头搭接长度不小于100㎜。 护帮：用荆芭和椽子及时护帮和蔽帮挡门，防止片帮和窜矸。 钻底：采面底板软时，应采取支柱穿鞋的措施控制支柱钻底，柱鞋一般有木鞋、长方木、铁鞋等 c煤壁防冒顶措施 ⑴采用能及时支护悬露顶板的支架，如正悬臂交错金属顶梁支架，横板连锁棚子及贴帮点柱等；⑵使工作面与煤层的主要节理、裂隙方向垂直或斜交，避免片帮；⑶炮采时，炮眼角度及装药量要合理，尽量避免崩倒支架；⑷严禁工人在无支护空顶区作业。 d放顶线防冒顶措施； ⑴如果是金属支柱工作面，可用木支柱做替柱，最后用绞车回木柱；⑵为了防止金属网上大块游离岩块在回柱时滚下来，推倒采面支架发生局部冒顶，应在此范围加强支护。要用木柱替换金属支柱，当大块岩石沿走向长超过一次放顶步距时，在大岩块的局部范围要延长控顶距离，待大岩块全部处在放顶线以外的采空区时再用绞车回木柱。 e采面其它安全措施。 ⑴提高单体支柱的初撑力和刚度。⑵提高支柱初撑力措施。⑶采煤工作面初采时不要反向开采。⑷掘进回风、运输巷时不得破坏复合顶板。⑸强制放顶措施。⑹加强矿井生产地质工作，加强矿压的预测预报。（7）低阻区底板注浆加固及防治水措施。（8）采面回收措施。（9）采面过破碎带、过老空老巷措施。（10）采面煤壁注水降尘措施。（11）采面抽放瓦斯措施。（12）支柱防倒措施。 ④扩修与回收 扩修回收作业场支护方面主要是对扩修地点前后采取可靠的加固措施，旧支架拆除时的加固与回拆技术，安全退路是否畅通（退路支护情况是否支护良好）。 五、采掘作业易发生冒顶事故的原因与对策： （一）、放炮，原因与对策： 放炮冒顶的原因：爆破参数不当；药量大；顶活；支架稳定性差；护顶不及时，空顶时间长。 对策：确定合理的爆破参数和装药量；提前进行煤壁注水；放炮前对支柱进行二次注液，提高支架的稳定性；放炮后及时护顶。 （二）、掘进工作面常见的冒顶事故的原因一般有三个方面：一是对隐患性危岩未采取必要的临时支护措施，人员在空顶空帮下作业；其次是爆破工艺不合理或在断层破碎带和压力集中区未实行控制爆破作业；三是由于支架工作阻力低，可缩量小，支撑力及支护密度不足，整体性及稳定性差。 主要防治措施：（1）严格执行敲帮问顶制度。（2）掘进工作面到永久支护之间，必须使用临时支架或金属前探梁支架，严禁空顶作业。（3）防止放炮崩倒、崩歪支架。放炮前必须加固靠近掘进工作面10米长度内的支架，严格按照规定进行打眼、装药、放炮。临近及通过断层破碎带时，应手镐掘进配合放小炮或震动炮。（4）必须按作业规程规定的支护设计进行巷道支护，支架间应设牢固的撑木或拉杆。支架与顶帮之间的空隙要按作业规程要求，将顶帮背实及刹紧，不得空顶空帮。 （三）、巷道开门冒顶事故的原因：交岔点处于交岔巷道支承压力叠加区，空顶面积大，顶板破碎、存在镶嵌型顶板或出现空顶虚帮，极易突然冒顶推垮下方抬棚；开门位置不合理，受采动支承压力、掘进开帮放炮等影响，抬棚变形折损未及时加固；抬棚材质不合格，结构不合理，整个抬棚未与周围巷道支架连成牢固整体，稳定性差，支撑能力低等，以致来压时将抬棚推垮或压垮。 主要防治措施：（1）新开掘进工作面在开口时，注意选择安全位置，抬棚要有专门设计，要架好抬棚、确保安全。开门要尽可能避开地质构造区、压力集中区、顶板冒落区及石门见煤时底板附近的三角区。（2）各种抬棚开口必须设有护口棚子，插梁必须双数对称摆放，防止受力不均。（3）抬棚必须有锁口棚子，抬棚四周必须插严背实，抬棚四周必须用拉杆与基本支架固定。（4）套改抬棚，拆换抬棚梁、插梁及抬棚时，应根据具体情况，打木垛或在抬棚下架设一梁三柱的抬板后，方许套改抬棚。要控制开口拉门爆破装药量，套改抬棚一般不准放炮，必须放炮时应制定放小炮安全措施。 （四）、巷道贯通冒顶事故的原因：贯通的巷道，特别是与采空区、旧巷道贯通的巷道，如果贯通距离测绘不准，未制定预防顶板的安全技术措施，相距20米以内未实行单头作业，造成放炮伤人及顶板事故，贯通方巷道未采取加固措施。 主要防治措施：（1）掘进巷道贯通时必须制定专项措施，确保施工安全。（2）与采空区或旧巷道贯通，必须事先绘制测量图，摸清采空区或旧巷道内的水、火、瓦斯等情况。（3）凡对头掘进贯通的巷道，必须准确测量贯通距离。当两个掘进面相距20米，必须停止一个掘进头，实行单头掘进，并且保证被贯通方的正常通风。（4）要加强贯通巷道的顶板管理，对围岩破碎，顶板不好，压力较大的巷道，应缩小支架间距和最大控顶距，并加强临时支护，防止冒顶。在地质构造破坏地区的掘进巷道贯通，应按破碎顶板防止冒顶的安全措施执行。 （五）、维修巷道冒顶事故的原因：维修巷道更换支架、拆修套棚时，未先加固工作地点支架，也未架设超前临时支架或套修时先大拆大回，再在空顶下连续架设新支架及拆修工作未完成前中止作业；维修巷道在没有可靠安全出口，后撤通道不畅通的情况下，多段同时拆修或卧底刷大套棚后，支架露脚，棚子不接底不靠帮或擅自放炮，造成巷道塌冒堵人事故；维修斜巷及立眼时，没有可靠的防倒、防滑、防塌冒的安全措施； 主要防治措施：（1）更换支护时，拆除原有支护前应先加固临时支护，在倾斜巷道中必须有防止矸石、物料滚落和支架歪倒的措施，撤换支架的工作应连续进行，否则每次工作结束前必须接顶封帮。（2）严禁空顶作业，必须采用超前支护或临时支护。套修必须坚持架一架拆一架，或先架后回的原则，巷道翻修一般不准放炮，必须放炮时，应制定放小炮的安全措施。（3）巷道维修遇到压力集中区或顶板冒落区时，，要制定安全措施，并由区队长现场跟班监督实施。对以往顶板冒落区应留下详细记录，移交工程时将现场记录一并移交。（4）维修巷道时，必须从有安全出口及支架完好的地点开始，由外向里进行，保持后退通道畅通，严禁多段同时拆修。斜巷及立眼维修时，必须架设安全操作平台，加固眼内支架，保证行人及煤(矸)溜放畅通不堵塞下眼口，并严格执行防倒、防滑、防塌冒的安全措施。 （六）、采面端头，原因与对策： 采面端头发生冒顶的原因：控顶面积大，压力集中；顶活，护顶不严；支柱初撑力低，支架稳定性差；移溜时操作不当。 对策：在满足通风行人运输的情况下，尽量减少控顶面积，减小顶板压力；煤壁提前注水；提高支柱初撑力及支架的稳定性；顶打严帮闭好。 （七）、放顶线，原因与对策： 放顶线冒顶的原因：顶板破碎，顶活；挡矸不及时；支架歪旋，支柱初撑力低；支柱受力不均。 对策：加强工程质量管理，支柱迎山有力；放顶前对支柱进行二次注液，提高支柱初撑力；放顶后及时挡矸。 （八）、采面初次放顶，原因与对策： 原因：送切巷过程中发生过冒顶事故，造成顶板离层或存在大块游离岩石；顶板冒落高度小于采高的1.5倍；空顶面积大；没有采取特殊支护措施；工程质量差,操作不当。 对策:制定采面初次放顶安全技术措施和组织措施，安全技术措施主要是不放炮；空顶面积大时采取强制放顶措施；加强放顶线的支护,提高支护强度,打抬棚、木垛、戗柱、戗棚等措施；加强工程质量管理,提高支架稳定性。组织措施主要是排出矿、科、队三级三班跟班人员,跟班人员现场交接班。 （九）、采面移溜段，原因与对策: 原因: 摘中间柱过早过长；移溜后没有及时站柱；顶梁旋扭,支柱迎山不照，支柱初撑力低；护顶不严。 对策:严格执行移溜摘柱长度，移溜后及时站中排柱；摘柱前要对支柱进行二次注液，使支架受力均匀；加强工程质量管理,使支柱迎山有力，顶护严，支柱初撑力符合规定。 （十）、采面两巷,原因与对策 原因:压力集中,巷道变形严重,维修不及时,漏顶。 对策:采用先进的支护手段和技术,提高抗压能力；压力集中段采取打抬棚、及时卸压等措施；巷道变形严重时要及时维修，顶帮护严。 （十一）、采面及巷道回收,原因与对策 采面及巷道回收一般采用回柱铰车进行作业,发生冒顶的原因:信号不畅,拉倒柱子造成冒顶；顶梁旋扭,支柱迎山不照,支架稳定性差；顶板破碎或顶活,没有加固作业地点附近的支架。 措施:作业地点与回柱铰车之间信号畅通,发现异常及时停车；回收前要进行顶板注水；采取套棚和加固支架的措施。