《顶板事故防治》PPT课件.ppt
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1、,2012年煤矿安全质量标准化专项培训之,煤矿顶板事故预防技术,交流1 认识煤矿顶板事故,交流2 分析矿压显现规律,交流3 顶板事故防治,交流4 顶板事故管理,主要交流内容,交流1 认识煤矿顶板事故,一、顶板事故原因 在我国国有重点煤矿生产过程中,顶板事故伤亡人数占煤炭行业总伤亡人数的4045%。顶板事故主要发生在采场和巷道。请看下面几组数据。1.在1954-1985年期间顶板事故占总死亡人数的45%。其中:采场顶板事故占75%,巷道顶板事故占25%,采场顶板事故分析 按支护类型分:摩擦支柱、木支柱占93%、其它支护占7%按顶板类型分:直接顶板事故占93%、基本顶事故占7%按冒顶类型分:局部冒
2、顶占70%、大型冒顶占30%按地点分:机道风道占26%、工作面占15%、上下出口占15%、其他地点占44%。,2.1986-1992年顶板事故死亡人数占总死亡人数的40%,有所下降,比例也发生变化。其中:采场顶板事故占66.7%(下降),巷道顶板事故占33.3%(上升)(1)采场事故比例下降的原因:支护设备科学研究成果的应用,支护形式发展单体液压支柱、液压支架的应用;顶板管理加强;采煤工艺发展。(2)巷道顶板事故上升的原因:巷道断面扩大;巷道长度加大、使用时间长;支护技术有待进一步完善。,二、顶板分类(一)按岩性和与煤层的位置划分 1.伪顶:厚度小于0.5M,极易垮落,随采随冒,位于煤层之上。
3、2.直接顶:岩层较稳定,位于伪顶之上,一般随放顶可垮落。3.基本顶:在直接顶之上,岩层厚而硬,难冒落,有时呈规律性折断。顶板的类型如图1-1。,图1-1 顶板类型典型柱状图,1.直接顶分类 根据岩石的综合强度指数(单向抗压强度、节理裂隙间距、岩层的分层厚度的综合)和直接顶初次垮落步距将直接顶分为四类:类顶板(不稳定顶板):=30,=类顶板(中等稳定顶板):=3070,=18 类顶板(稳定顶板):=71120,=1925 类顶板(坚硬顶板):120,25,(二)直接顶分类和基本顶的分级,2.基本顶的分级 根据N(直接顶厚度与采高之比)和L(基本顶来压初次步距),将基本顶分为四级:级基本顶-来压显
4、现不明显:N35级基本顶-来压显现明显:0.350或N0.3,=2550级基本顶-来压显现非常强烈:N0.3,50,1.总工程师指南分类 大面积切顶;小范围局部冒顶;2.煤矿顶板事故的防治分类 局部冒顶事故;大型冒顶事故;急倾斜工作面顶板事故3.顶板灾害防治分类 压垮型冒顶;漏冒型冒顶;推垮型冒顶;综合类型冒顶。,三、顶板事故的分类,4.中国煤矿采场围岩控制分类 压垮型冒顶;漏冒型冒顶;复合顶板推垮型;金属网下推垮型;其他推垮型;综采工作面直接顶冒顶.5.按采煤工作面采煤工艺,采场顶板事故分为 综采顶板事故 一次采全高 分层开采 普采顶板事故 一次采全高 分层开采 炮采顶板事故 一次采全高 分
5、层开采 残采顶板事故,6.按巷道发生的顶板事故分为 巷道掘进顶板事故:(按原因分为两大类(1)掘进后岩石破碎后,顶部岩石与岩体失去联系,如果支护不及时,该岩石就可能随时发生冒落,如地质变化带,顶石冒落,裂隙发育的巷道抽条都属于此类;已支护的巷道顶部岩石,在支护失效或勾顶不严或 无支护时发生冒落,如放炮崩倒棚子导致冒顶,背顶不严造成冒顶都属于第二类型冒顶)巷道维修顶板事故 巷道回收顶板事故 巷道交叉点事故,四、顶板事故发生原因分析 1.自然因素 2.技术因素 3.人为因素,一、理解矿压显现的基本术语 1.初次放顶 当工作面自开切眼推进一段距离后,工作面开始第一次大面积的放顶,叫做初次放顶。初次放
6、顶工作面需要采取相应的安全防范措施,制定监测制度等以策安全。煤矿顶板事故在初次放顶时发生者也不在少数,应特别引起注意。,交流2 矿压显现规律及影响因素,2.直接顶初次垮落 初次放顶后,直接顶首次大面积的垮落称为初次垮落。初次垮落的标准:直接顶冒高超过11.5,冒落长度占全工作面的1/2以上为准。直接顶初次垮落步距:525M不等。,图21直接顶跨落步距,3.基本顶初次来压 当基本顶悬露达到极限时,基本顶第一次断裂,同时发生破断岩块的回转失稳。从而导致工作面顶板急剧下沉,此时工作面支架显现压力普遍增大现象,即称为基本顶初次来压。基本顶初次来压步距:一般为2035M,有的可达5070M不等。持续时间
7、23天,(1)初次来压前岩层结构,图22初次来压前岩层结构图,(2)基本顶初次来压岩层断裂回转,图23初次来压岩层结构图,(3)直接顶冒落后充满采空区,直接顶冒落后即可填满采空区,周期来压则不明显。,图24直接顶跨落后采空区填满,(4)基本顶初次来压前的结构及周围应力分布情况,图25基本顶来压前的应力分布图,基本顶初次来压后随工作面的推进,基本顶呈规律性折断,工作面显现周期性的来压,称为周期来压。周期来压的步距大小在630m之间,一般为1015m。,基本顶顶板经历了稳定-失稳-再稳定的变化。,图26 基本顶周期来压a-基本顶断裂下沉 b-顶板台阶下沉,4.周期来压,(1)回采工作面推进中岩体结
8、构的变化过程,图27回采过程中岩体结构变化,(2)周期来压时矿压显现 顶板下沉速度增大 下沉量增大 支柱载荷增加、钻底 煤壁片帮 支柱折损 台阶下沉,5.三带 回采工作面初次来压后,随着工作面的继续推进,工作面上复岩层的活动情况将逐渐形成常说的上“三带”,即:冒落带(垮落带)-岩块不规则垮落和堆积。冒落带高度为采高的24倍。裂隙带-在冒落带之上,岩块断裂但整齐排裂 弯曲下沉带-裂隙带之上直到地表,岩层裂隙较少,但有下沉。如图28所示,图28开采后岩层移动,(1)工作面前后方应力分布-移动支承压力分布 由于开采所致,应力重新分布,在工作面前方形成了支承压力带,它的影响范围达3040M或更远,最高
9、峰在 煤壁前方710处。K可达23,随开采移动。工作面后方冒落矸石被压实,一般只恢复到rh或比rh稍高一点。(2)工作面两侧支承压力分布-固定支承压力分布 随工作面开采,在工作面两侧煤柱或煤体上也形成支承压力。作用时间长,位置比较固定,称为固定支承压力。,如下图所示,二、采场矿压显现规律,(1)工作面前后方应力分布-移动支承压力分布,(2)工作面两侧支承压力分布-固定支承压力分布,(3)采动影响下,底板应力分布,支承压力通过煤体,直接传递到底板岩层,在底板岩层一定范围内同样存在支承压力的影响。,a 一侧采空煤柱应力分布特征 煤柱应力呈三角形;应力增高系数为3;=3040 传递深度为(1.5)B
10、.b 煤柱宽度为B,两侧采空时应力特征 煤柱应力呈钟形;应力增高系数为5;煤柱最中心下方应力最大;=3040 传递深度为3B.c 煤柱宽度为2B,两侧采空应力特征 煤柱应力呈马鞍形;应力增高系数为3.5;=3040 传递深度为3B.,巷道未开掘之前,岩体处于原始应力状态rh,在巷道开掘后,应力即开始重新分布,巷道围岩内出现应力集中现象,当围岩强度小于围岩应力,围岩则产生塑性变形,并向岩体深部发展。一般巷道开掘后形成如下图所示的状态。巷道围岩一般分为四个区:破裂区 A 塑性区 B 弹性区 C 原始应力区 D,三、掘进巷道引起的围岩应力分布,圆形巷道围岩的弹塑性变形区及应力分布,(一)地质因素 1
11、.断层与褶曲,断层的影响 顶板失去连续性,容易冒顶;构造应力存在使巷道难以维护;伴有其他灾害因素存在.褶曲的影响 构造应力使顶板难维护;顶板破碎,易冒顶.,四、影响矿山压力显现的因素分析,2.节理、裂隙的影响 直接顶被切割,易冒顶;影响基本顶的稳定性.,3.煤层倾角的影响 顶板压力的方向改变;支架的稳定性受到影响;底板滑动给支护带来困难。,4.地应力方向的影响 在地层水平应力作用下巷道底板鼓起;在地层水平应力作用下巷道两帮破裂,(二)开采技术因素 1.采高与控顶距 采高和控顶距越大,顶板下沉量越大;采高越大,冒落带越高,上复岩层破坏越严重;煤壁越易片帮;基本顶越难取得平衡。2.工作面推进速度
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