炮采工作面采煤工艺技术.doc

第二章 炮采工作面采煤工艺技术 本章主要介绍 （ 1 ）概述，包括工作面概况、地质及水文情况、采区巷道布置图及生产系统； （ 2 ）炮采工作面破、装、运煤，包括落煤、装煤和运煤； （ 3 ）炮采工作面顶板管理，包括炮采工作面支护设计、支架的架设与回柱放顶、坚硬顶板的强制放顶。 （ 4 ）倾斜分层下行垮落采煤法采煤工艺特点，包括再生顶板及假顶、假顶的铺设、假顶下采煤工作的特点； （ 5 ）炮采工作面循环组织，包括循环方式和作业形式、工序安排和劳动组织形式、人员配备与工人出勤表、技术经济指标； （ 6 ）炮采工作面安全技术措施，包括工作面正常生产时的安全技术措施、特殊条件下的开采措施； （ 7 ）炮采工作面冒顶的防治，包括局部冒顶事故的防治、大型冒顶事故的防治、冒顶处理。 2 ． 1 概述 1 ．工作面概况工作面位置、工作面四周开采情况、工作面要素； 2 ．地质及水文情况煤层特征、顶底板特征、储量、地质构造情况、水文情况。 3 ．采区巷道布置图及生产系统 采区巷道布置图包括平面图、倾斜剖面图和走向剖面图，图上还要用箭头标出采煤工作面的生产系统。 2 ． 2 炮采工作面破、装、运煤 1 ．落煤 生产过程包括打眼、装药、填炮泥、联炮线、放炮等工序。 （ 1 ）钻眼器具及爆破材料钻眼使用手提式煤电钻和风煤钻、麻花钎子；爆破必须使用煤矿许用炸药和煤矿许用电雷管； （ 2 ）对钻眼爆破工作要求 煤炭破碎均匀，不出现需要二次破碎的大块；不抛撒过散，便于装煤。 煤壁平直整齐，不留顶底煤；不破坏顶、底板岩层，便于支护及推移输送机等工序的操作。 不崩倒支架、不崩翻或压住输送机，保证安全。 节省炸药、雷管等爆破材料。 （ 3 ）炮眼布置与爆破参数 炮眼布置方式 单排眼用于薄煤层、煤质较软及节理发育的煤层中； 双排眼包括对眼、三花眼。一般用于采高较小的中厚煤层及煤质中硬的工作面中； 三排眼即五花眼。用于煤层坚硬和采高较小的中厚煤层工作面中。 详见炮眼布置图。 炮眼布置图 炮眼角度 炮眼与煤壁的水平夹角一般为 50 80，软煤取大值，硬煤取小值； 顶眼在垂直面上向顶板方向仰起 5 10 ，眼底距顶板 0.1 0.5m ； 底眼在垂直面上向底板方向保持 10 20 的俯角。 炮眼间距炮眼的间距可根据煤的硬度确定，一般为 1 2m 。 炮眼深度浅进度每次开帮进度为 1.0 1.2m ；深进度每次开帮进度 1.6 1.8m 。 炮眼装药量依据煤的硬度、炮眼深度、炮眼间距和采高等确定。 计算方法 根据吨煤炸药消耗定额计算 当吨煤炸药消耗定额已知时，计算每开一遍帮的炸药消耗量 kg 式中 采高（ m ）； 工作面长度（ m ）； 煤的容重（ t/m 3 ）； 吨煤炸药消耗定额（ kg/t ）； 开帮进度（ m ）。 每个炮眼的平均装药量 （ kg ） 式中 开每次帮的炮眼数目； 式中 工作面长度（ m ）； 炮眼间距（ m ）； 炮眼排数。 根据装药系数计算 （ kg/ 孔） 式中 每个药卷的重量（ kg; 炮眼深度（小于 1.0m 时）或长度（大于 1.0m 时）； 每个药卷的长度（ m ）； 炮眼装药系数，即每米炮眼的平均装药长度，炮眼深为 0.6 1.0m 时， .05 ；炮眼长度大于 1.0m 时，可用下式计算 炮眼平均装药量确定以后，还要根据各类炮眼作用、顶板情况等，对炮眼装药量进行调整。不管煤层软硬，一般腰眼和顶眼的装药量要比底眼装药量酌情减少；采用双排炮眼时，底、顶眼的装药量可按 1 0.50.7 的比例分配；采用三排眼时，底、腰、顶眼的装药量，可按 1 0.75 0.5 的比例分配。 最后，还应根据每个炮眼的规定装药量，反算预计的吨煤炸药消耗量和吨煤雷管消耗量，检查其是否超过定额，计算方法如下 开一遍帮的产量为 （ t ） 式中 开帮进度，（ m ）； 工作面长度，（ m ）； 采高，（ m ）； 煤的密度，（ t/m 3 ）； 工作面采出率（厚煤层 0.93 ，中厚煤层 .095 ，薄煤层 0.97 ）。 开一遍帮的计划炸药量（按三排眼） （ kg ） 式中 炮眼数目； Q 1 实际规定的炮眼平均装药量 q 1 、 q 2 、 q 3 为实际规定的底、腰、顶眼的装药量。 开一遍帮所用的雷管量等于炮眼数目 N 。 计划吨煤炸药消耗量 q 和吨煤雷管消耗量 p （ g ） （个） 计算结果应比定额稍低。如高时还要调整，尽量能满足各方面的要求。 联线方式当使用瞬发电雷管时，每次联炮一般为 12 个；当顶板比较好，并使用毫秒电雷管爆破时，每次联炮可为 35 个。同时起爆的炮眼间用串联方式联线。 放炮段长度在开帮进度比较小，顶板比较稳定时，应尽量采用全工作面一次放炮或一次多放炮的方式；当顶板稳定性较差时，可减少顶眼或加大顶眼距顶板的距离，以及采用留煤垛间隔放炮的方式；当开帮进度比较大，或顶板比较破碎时，为了保证安全，防止放炮引起冒顶，一般多采用分次放炮的方式。 放炮注意事项详见教材。 2 ．装煤和运煤 运煤方式在缓倾斜煤层工作面，多采用刮板输送机运煤；在倾斜煤层工作面，可采用铁溜槽或搪瓷溜槽作自溜运输，搪瓷溜槽自溜运输坡度可比铁溜槽小 56 。 运煤设备轻型可弯曲刮板输送机，中厚煤层一般采用 SGW-40 （或 44 ）型刮板输送机；当采煤工作面的长度和产量较大时，可采用 SGW-80T 型可弯曲刮板输送机；在薄煤层工作面，可采用 SGD-420/22 型和 SGD-420/30 型可弯曲刮板输送机。 装煤爆破装煤、人工装煤和机械装煤。 可弯曲刮板输送机的移置采用液压移溜器。 2 ． 3 炮采工作面顶板管理 1 ．炮采工作面支护设计 炮采工作面支护设计，重点是工作面支架设计，此外还包括上、下出口的支护设计和放顶时的特种支架架设等。 （ 1 ）工作面支架形式及布置方式 ①带帽点柱由一根立柱和一个柱帽组成，见图示； 带帽点柱的架设方式有矩形排列和三角形排列两种，见图示。柱帽一般应斜向煤壁，与煤壁垂直线成 15 30 的夹角。 带帽点柱的支护形式比较简单，架设容易，但柱帽与顶板接触面积小，只能用于直接顶比较完整稳定的工作面。 带帽点柱 带帽点柱的排列方式 a 三角形排列； b 矩形排列 d 排距； i 柱距； s 炮道 ②悬臂支架由单体液压支柱与铰接顶梁组成，见图示。 悬臂支架分为正悬臂和倒悬臂两种。 ③棚子支护由支柱与顶梁组合而成的一梁二柱或一梁三柱的支架。 按照直接顶的裂隙方向不同，棚子支护分为走向棚子和倾斜棚子两种。 走向棚子根据顶板情况不同，分为连锁棚子和对接棚子两种。 连锁式走向棚子根据两排棚子沿倾斜方向上下位置不同，分为上行式、下行式和混合式（也称套棚）三种，见下图所示。 对接走向棚子每行棚梁对接成一条直线，垂直于工作面，棚梁两端之间留有空隙。 （ 2 ）放顶步距和控顶距 采煤工作面的控顶距分为最大、最小控顶距。 最小控顶距采煤工作面在放顶以后和下次采煤以前的宽度称为最小控顶距。 放顶步距即每次放顶的宽度。 最大控顶距是工作面临放顶前的宽度，它等于最小控顶距与放顶步距之和。 连锁走向棚子 a 上行式； b 下行式； c 混合式 最小控顶距 a 悬臂支护； b 棚子支护 1 溜子道； 2 人行道； 3 材料道； 4 炮道 （ 3 ）支柱规格的选择 坑木规格的选择常用的坑木有红松、白松、落叶松、柞木、椴木、桦木和扬木等。其长度一般为 1.6 、 1.8 、 2.0 、 2.2 、 2 .4m 等几种；直径一般为 100 、 120 、 140 、 160 、 180 、 200mm 等几种。 （ 2 ）单体液压支柱规格的选择 单体液压支柱分为内注式和外注式两种，与单体液压支柱配合支护的是金属铰接顶梁。 单体支柱的最大、最小高度计算 L 大 ≥ M 大 － h － h 1 L 小 ≤ M 小 － s － h － h 2 式中 L 大 、 L 小 支柱的最大、最小高度（ mm ）； M 大 、 M 小 工作面最大、最小采高（ mm ）； h 顶梁厚度（ mm ）； s 顶板在最大控顶处的平均最大下沉量（ mm ）； h 1 支柱阻力从零增到额定工作阻力时支柱的压缩量，一般可取 10mm ； h 2 活柱最小安全回柱行程，一般取 50mm 。 例 已知某采煤工作面采高最大为 2.3m ，最小为 2.0m ，最大控顶距为 4m ，顶板中等稳定，支柱无插入底板现象，使用 HDJA 型金属铰接顶梁及单体液压支柱支护顶板。 第一步，确定顶板下沉量 因无实测数据，故采用估算法。 已知 M ＝ 2.3m ， R ＝ 4m ， η ＝ 0.040.05 ，取 0.04 ， 则 S ＝ η MR ＝ 0.04 2.3 4 ＝ 0.368m 第二步，确定支柱规格 已知 M 大 ＝ 2.3m ， h ＝ 138mm ， s ＝ 0.368m ， h 2 取 50mm ，则 L 大 ＝ M 大 － h － h 1 ＝ 2300 － 138 － 10 ＝ 2158mm L 小 ＝ M 小 － s － h － h 2 ＝ 2000 － 368 － 138 － 50 ＝ 1444mm 第三步，查表。选用 DZ14-30/100 型支柱，其最大高度为 2240mm ，最小高度为 1440mm 。 （ 4 ）工作面支架的支护密度 确定支护密度就是确定工作面支柱的排距和柱距，采煤工作面支架的支护密度主要决定于顶板压力的大小和支柱的最大阻力。 顶板压力的大小，通常用支护强度来表示，所谓支护强度，就是指顶板单位面积（ m 2 ）所需的支撑力。目前确定支护强度的办法有以下三种。 一是有本煤层临近工作面的矿压观测资料，据此来确定工作面支架的支护强度。 二是已确定本煤层的顶板分类，即已经确定本煤层的直接顶属于那一类，基本顶属于那一级。在此情况下，可通过查表即可求得工作面的支护强度。这种方法对缓倾斜煤层是比较可靠的。 三是估算法。当没有上述两种数据时，也可以采用估算法求得工作面的支护强度。其计算公式如下 p ＝（ 48 ） M r （ t/m 2 ） 式中 M 采高（ m ）； r 顶板岩石的密度（ t/m 3 ）； （ 48 ）为求算岩柱高度的倍数。应根据基本顶来压的强度确定，周期来压不明显时，可取小值，周期来压强烈时应取大值。 当支护强度已知时，即可采用下式确定工作面支柱的柱距。 （ m ） 式中 I 工作面支架的柱距（ m ）； p 工作面支护强度（ KN/m 2 ）； R 1 、 R 2 最大、最小控顶距（ m ）； P 支柱的最大工作阻力（ KN ）； n 1 、 n 2 最大、最小控顶距时支柱的排数； （ 23 ）支柱的安全系数。 在计算支柱的柱距时，应分别按最大和最小控顶距计算，其结果应采用数小的那个。 例 某炮采工作面的采高为 2.3m ，采用单体液压支柱和金属铰接顶梁支护。支柱型号为 DZ14-30/100 型，顶梁型号为 HDJA-1000 型。支架布置为正悬臂齐梁直线式布置。可弯曲刮板输送机靠帮铺设，溜子道宽 1m ，支柱排距 1m 。工作面最大控顶距 4m ，最小控顶距为 3m 。直接顶为中等稳定，基本顶周期来压不太明显。试确定工作面支架的柱距。 第一步，确定工作面支柱的支护强度。由于该工作面所在煤层附近工作面没有矿压观测资料，该煤层也没有进行顶板分类，故采用估算法确定支护强度。由于该工作面周期来压不明显，拟按 5 倍的采高估算支护强度， r 取 2.5t/m 3 ，则 P ＝ 5 m r ＝ 5 2.3 2.5 ＝ 28.75 t/m 2 ＝ 281.75 KN/m 2 第二步，按最大和最小控顶距分别计算支柱柱距。查表得支柱的最大工作阻力为 300KN ，安全系数取 2 ，则 （最大控顶距时） （最小控顶距时） 取柱距为 0.5m 。 （ 5 ）工作面上、下出口支架 当工作面采用可弯曲刮板输送机运煤时，为便于整体移置输送机的机头和机尾，上、下出口处多采用走向抬棚，棚梁长 3m 左右，梁头交错 1.0 1.5m ，棚梁上用木板插严背实，如图所示。 上下出口支架 a 下出口； b 上出口 （ 6 ）放顶线处的特种支架密集支柱、丛柱、抬棚、戗柱和木垛等。 （ 7 ）支柱用量 工作面支架使用量＝（工作面长度－上下出口抬棚长） 最大控顶距时的排距 柱距 （ 8 ）工作面布置图包括平面图和两个走向剖面图。 3 ．支架的架设与回柱放顶 （ 1 ）支架的架设 ①对支架架设的一般要求 支架的形式、规格、质量等必须符合规程的规定；支架架设时，不能架在浮煤上，要挖柱窝；支架要有迎山劲；随时观察顶板，认真敲帮问顶。 ②单体液压支柱在使用中的要求 支柱必须站立存放，卸载手把处于“关闭”位置；加强液压油质管理；不允许在工作面拆卸单体液压支柱；要保证达到额定初撑力；防止支柱柱体被崩坏。 （ 2 ）回柱放顶近距离卸载与远距离卸载。 4 ．单体液压支柱的技术管理 （ 1 ）建立管理制度按工作面建立单体液压支柱台帐、建立单体液压支柱专职支护管理负责制、实行班检制、定期检查补充工作液； （ 2 ）井下使用检查及定期检修 （ 3 ）泵站液压系统检查 （ 4 ）支柱的备用量备用支柱应保持占工作面使用支柱总量的 10 ％左右。 5 ．坚硬顶板的强制放顶 坚硬顶板管理的途径采用高阻力支架、爆破法人工强制放顶和高压预注水弱化顶板。 （ 1 ）高压预注水软化顶板 在采煤前向顶板打钻孔注入高压水。 注水孔的布置单侧和双侧。 孔距根据工作面长度和钻机能力而定。一般情况下，孔距可选择浸润半径的 3/42/3 ； 封孔橡胶封孔器、砂浆封孔； 钻孔的水平投影与巷道的水平夹角一般为 65 75 ； 注水压力一般为 820MPa 。 （ 2 ）爆破法人工强制放顶 ①浅孔爆破强制放顶，见下图所示。 例 某炮采工作面，煤层厚度 2.0m ，倾角 5 ，直接顶为 3m 厚的砂岩，采用走向长壁采煤法，工作面长 100m ，全部垮落法处理采空区，工作面支架为带帽点柱，其型号为 DZ22 型单体液压支柱，木柱帽，可弯曲刮板输送机运煤，靠煤帮铺设，开帮进度为 1.2m ，支柱排距等于开帮进度，柱距 0.6m ，放顶步距 2.4m ，最大控顶距 6.0m 。由于直接顶比较坚硬，放顶困难，除采用单排密集支柱切顶外，再采用浅孔爆破强制放顶，即在采煤工作面向采空区顶板上打钻孔爆破强制放顶，眼深 1.8m ，间距 2.0m ，与顶板成 75 角。每孔装药量为 750g ，爆破说明书如下表。 强制放顶爆破说明书 序号 项目 内 容 单位 数 量 挑 顶 眼 布 置 图 1 顶 板 伪 顶 厚 度 M 0.10.15 a 、仰视平面图 b 、走向剖面图 ②深孔爆破法强制放顶 沿切顶线边缘向顶板钻孔、平巷内钻平行工作面深孔爆破放顶、地面钻孔爆破放顶。 （ 3 ）超前深孔预爆破松动煤体或预裂顶板 在采煤工作面前方按一定间距向坚硬顶板或煤体内打钻孔进行预爆破松动，使坚硬岩层或煤体在某区域内受到破坏，形成裂缝，达到降低顶板来压强度的目的。 教 案 教学大纲 规程编制指导 2 ． 4 倾斜分层下行垮落采煤法采煤工艺特点 1 ．再生顶板及假顶 （ 1 ）再生顶板 （ 2 ）人工假顶竹笆假顶、荆笆假顶、金属网假顶。 2 ．假顶的铺设 （ 1 ）竹笆、荆笆假顶的铺设 在上分层回柱放顶前，沿倾斜由下而上铺设竹笆假顶，见下图所示。 竹笆假顶的铺设及结构 a 铺设； b 结构尺寸 1 走向笆片； 2 倾斜笆片 （ 2 ）金属网假顶的铺设 金属网的铺设方法有铺底网与挂顶网两种。 铺底网铺单层网（网片垂直工作面煤壁）；铺双层网，可采用上下片分别垂直和平行工作面，或两层网头互相错开。 铺底网的缺点空顶时间长，支回临时柱工作量大；在上下顺槽铺设底网困难，如铺网不严，下分层开采至该处时易发生冒顶，影响出口畅通。 挂顶网网片长边平行工作面，一般采用单层网。 挂顶网的优点及时支护破碎顶板，防止漏顶，减少冒顶，使支柱受载均匀，并可减少刹顶、柱鞋等坑木消耗，增加网下浮煤的回收，提高煤质及假顶质量。 3 ．假顶下采煤工作的特点 应对悬露的假顶及时支护，减少假顶的下垂量，保持其完整性，否则就会发生假顶破坏和漏矸冒顶事故；应采用小进度采煤，每次进度小于 1.0m ；为了避免破坏假顶和发生局部冒顶，顶眼应与假顶至少保持 0.5 0.6m 的距离，不需仰角；采用无密集放顶，也可以在放顶线上架设加强抬棚或斜撑支柱。 2 ． 5 炮采工作面循环组织 1 ．循环方式和作业形式 （ 1 ）浅进度、昼夜三循环、三班采煤、边采边准 （ 2 ）浅进度、昼夜单循环、两班采煤、一班准备 2 ．工序安排和劳动组织形式 （ 1 ）流水作业各工序依次进行昼夜三循环，三班采煤、班内先采后准，其循环作业图的形式如下图所示； 炮采工作面循环作业图 （ 2 ）分段放炮，放炮与出煤交替进行单循环、两班采煤、一班准备，其循环作业图的形式如下图所示； 循环作业图 （ 3 ）集中打眼放炮，采支分段包干 炮采工作面循环作业图 3 ．人员配备与工人出勤表 工人的配备都要按劳动效率定员，如打眼工、攉煤工、支柱工、移溜工、回柱工等。 定额完成系数是为考虑工人多干活多得工资而设的系数，一般可取 0.80.9 。 劳动组织表 工种 班次 一班 二班 三班 1 2 3 计 8 16 24 8 打眼工 2 2 2 6 放炮工 1 1 1 3 攉煤工 16 16 16 48 支柱工 2 2 2 6 看溜工 4 4 4 12 装车工 2 2 2 6 维修工 2 2 2 6 班长 1 1 1 3 合计 30 30 30 90 在考虑工作面在籍人数时，应考虑替休人数和出勤率两个因素。在册人数按下式计算 全工作面的出勤人数确定以后，应根据三个班的需要，把工人分到三个班去，并把人员的配备情况用劳动组织表表示出来。每日三循环，三班出煤，一般准备的劳动组织如表所示。 4 ．技术经济指标 循环产量＝工作面长度采高循环进度煤的容重工作面采出率 月循环数＝日计划循环数月工作日数正规循环率 月产量＝循环产量月循环数 平均日产量＝月产量月工作日数 采煤工效率＝平均日产量日出勤人数 工作面月进度＝循环进度月循环数 工作面可采期＝工作面可采储量月产量 技术经济指标表 顺序 指 标 名 称 单 位 指 标 1 煤 层 厚 度 m 2 煤 层 倾 角 （） 3 煤 的 容 重 t/m 3 4 工作面长度 m 5 采 高 m 6 循 环 进 度 m 7 循 环 产 量 t 8 月工作日数 个 9 正规循环率 10 月 循 环 数 个 11 月 产 量 t/ 月 12 平均日产量 t/ 日 13 工作面月进度 m/ 月 14 火 药 消 耗 g/t 15 雷 管 消 耗 个 /t 16 坑 木 消 耗 m 3 17 在 籍 人 数 人 18 日出勤人数 人 19 采煤工效率 t/ 工 20 直 接 成 本 元 /t 21 工作面可采储量 t 22 工作面可采期 月 2 ． 6 炮采工作面安全技术措施 1 ．工作面正常生产时的安全技术措施 （ 1 ）各工序进行时的重要安全技术措施 ①打眼时的安全注意事项 ②放炮时的安全注意事项 ③攉煤时的安全注意事项 ④支柱时的安全注意事项 ⑤回柱放顶时的注意事项 （ 2 ）灾害处理 ①灾害的种类瓦斯、煤尘、水、火、冒顶等； ②非常仓库设置地点 ③采煤工作面及矿井的安全出口通常用箭头表示。如 工作面上出口→回风材料道→采区上山→总排风道→付井→地面 工作面下出口→进风溜子道→采区上山→水平运输大巷→付井→地面 ④避灾路线示意图一般只画工作面附近的巷道，如图所示。 避灾路线示意图 （ 5 ）信号发出发现各种灾害后班组长或发现人，立即用喊话、传话或扩音电话等各种方式，通知所有人员，按避灾路线避灾；发生冒顶事故时，人员到回风道待避，听从指挥。 （ 6 ）处理方法灾害发生后，立即向矿调度及有关领导汇报，清点人数，按领导指示有组织、有措施的进行处理。 救水灾路线要从工作面的上出口进入出事地点进行处理，规程中应写出具体路线。 救火灾路线要从工作面的下出口进入出事地点进行处理，规程中应写出具体路线。 2 ．特殊条件下的开采措施 当采煤工作面处于搬迁阶段或遇到地质变化、过老巷、发生冒顶事故等特殊情况时，为保证矿井产量及生产安全，应采取严密的安全技术措施。 （ 1 ）工作面的初采 工作面的回采巷道掘完后，要安装输送机等机电设备。如掘进时已铺设输送机，也要加以调整，以使工作面一开始就保证“三直两平”。三直包括“煤壁、输送机、支柱直”三项。其中，首先是输送机要铺直铺平，才能做到煤壁与支柱直；其次，将开切眼的支架改为适应工作面推进时的支架形式，改好后，开始落煤，并对输送机等进行全负荷启动试车。如运转正常，工作面呈伪斜，则先采成正倾斜，而后开始推进。这一套工作称为“初采”。 （ 2 ）工作面的末采 工作面采至停采线后，要将全部设备和支架回收干净，这项工作称为“末采”。 （ 3 ）采煤工作面在周期来压时的开采措施 周期来压时，容易造成顶板严重破碎甚至使工作面发生大冒顶。 措施掌握周期来压规律；在来压前，要加强支架管理，增加密集支柱的数量，缩小基本支架的距离；放顶时支好戗棚，顶板破碎时要架设木垛，并有专人观察。 （ 4 ）采煤工作面过断层 ①过断层的方法 工作面内有落差大于采高的走向断层，可以断层为界，将工作面分为两段，沿断层掘进中巷，上段工作面的煤经下段工作面运出； 对落差大的倾斜断层，则常需另掘开切眼； 对落差大致等于或小于煤厚的断层，一般使工作面平推硬过。 ②过断层的措施 根据顶底板的强度、断层的情况进行挑顶或卧底；在局部区域打锚杆锚固顶板；压注聚胺脂固化顶板；泡沫材料封闭；地质构造复杂的工作面，控制顶板要进行预测；对于厚煤层倾斜分层开采，可调整分层采高以通过断层。 （ 5 ）采煤工作面过褶曲和火成岩 ①过褶曲对褶曲的处理方法与过断层相似； ②过火成岩火成岩侵入有时呈岩脉、岩床状，有时呈散珠如“串珠”状。对前者处理办法类似与过断层，若为走向或斜交时，视其范围大小，可重开切眼或缩短工作面。若呈散珠状，则常采取超前爆破加以处理； ③过空巷 过本层老巷采取“斜过”方式； 过穿层石门先加固石门支架。 2 ． 7 炮采工作面冒顶的防治 1 ．局部冒顶事故的防治 （ 1 ）镶嵌型顶板局部冒顶事故的防治 尽可能查明是否有镶嵌型顶板结构，以便在制定作业规程和操作规程，以及选择支架形式时，制定出有针对性的措施和作出有针对性的设计；选定能及时支护、超前支护的支架形式；不得在无支护区工作。 （ 2 ）局部空顶（空洞）冒落冲击造成的局部冒顶事故的防治 从支护方法上采取措施防止漏顶空顶；对漏顶采取封堵措施；对已形成的空洞应采取防冒落冲击的措施。 （ 3 ）端头冒顶事故的防治 ①冒顶的原因两巷预先潜伏着围岩变形、两巷的支护是无初撑力的支护、端头区域是受支撑压力影响最严重的区域； ②端头冒顶的几种形式复合顶板端头推垮型冒顶、端头大面积悬顶、断裂压垮型冒顶、移工作面输送机机头时压垮型冒顶、端头区域空洞冒落冲击冒顶、端头区域顶板台阶下沉冒顶； ③防治端头冒顶事故的措施采用“十字”梁端头支护、提高支护强度、端头的局部区域采用锚杆混合支护。 2 ．大型冒顶事故的防治 （ 1 ） 复合型顶板条件下的冒顶事故的防治 ①工作面布置时应注意的问题要正确选择工作面的推进方向，严禁仰斜开采；工作面下运输道不得挑复合顶掘进；开切眼采用锚杆和单体液压支柱混合支护。 ②采煤工作面复合顶的安全控制提高支柱的初撑力； 初次放顶期间，沿工作面倾斜方向，分段布置锚杆。 （ 2 ）坚硬顶板冒顶事故防治 ①进行顶板观测，摸清顶板运动规律 ②减少每次的放顶距离 ③人工强制放顶 3 ．冒顶处理 （ 1 ）撞楔套棚法，见下图所示； （ 2 ）窝梁开帮，见下图所示； （ 3 ）开绕道法。 冒顶处理 a 撞楔套棚； b 窝梁开帮（沿走向剖面） CopyRight2006辽宁工程技术大学职业技术学院 建议分辨率（800*600）