第一节矿山压力.docx

第一节矿山压力 一、矿山压力的概念 从地表到煤层埋藏的地下深处，岩层重重叠叠，下层的煤、岩层承受着上面覆盖岩层的质量。地下的煤、岩层未被开采前，在重力的作用下形成的原岩应力是处于平衡状态的。当在煤岩体内开掘巷道或进行回采工作时，形成了一定空间，其上的岩层失去了原有的支承，就破坏了原有的应力平衡状态，引起岩体内的应力重新分布。这种由于应力重新分布而在井巷、硐室及采煤工作面周围煤、岩体内和支护物上引起的力就称为矿山压力，简单地讲，矿山压力就是岩层的变形或破坏所表现的能量。 由于矿山压力的作用，在巷道、采煤工作面会引起一系列的力学现象，如工作面顶板下沉、支架变形与折损、顶板破碎或大面积冒落、煤壁片帮、支柱插人底板、底板膨胀鼓起以及地表塌陷等，统称为矿山压力显现，简称矿压显现。 矿山压力的存在是客观的、绝对的，它存在于采动空间的周围岩体中，它是矿山压力显现的原因。矿山压力显现是相对的、有条件的。为了维护采掘空间，就必须采取各种技术措施对矿山压力加以控制，其中包括对采掘空间的支护、对软弱岩体的加固、强制放顶等。把所有人为的调节、改变和利用矿山压力的各种技术措施，叫做矿山压力控制。 二、采煤工作面主要矿山压力显现 采煤工作面常见的矿山压力显现及观测指标如下 图2-1顶底板移近和破碎观测 1顶底板移近般指工作面控顶区内顶底板相对移近图2-1。观测指标有顶底板移近量SM-Mmm、顶底板移近速度vmm/h等。 2支架柱载荷工作面支架或支柱承受的载荷。常用kN/柱、kN/m、kN/架等单位。 3顶板破碎在矿山压力作用下顶板的破碎程度。观测指标为顶板破碎度F,即单位控顶面积内冒落面积所占百分比。实际观测常常在工作面机道上方、顶梁前端的无支护空间进行，因此又称端面顶板破碎度。用顶板破碎度来衡量支架控制顶板的效果。 4局部冒顶对正常生产有影响的顶板局部塌落。一般以冒顶高度、长度、宽度以及冒顶影响生产时间等来表示显现程度。 5煤壁片帮在工作面前方支承压力作用下，煤壁发生垂直和水平变形而脱落的现象。观测指标有片帮深度、片帮率等。片帮率是指沿工作面片帮长度之和与工作面长度的百分比。 6台阶下沉由于基本顶破断垮落，支架控制不力所造成的阶梯状下沉。常用台阶数目和台阶落差来观测表述。 7大面积冒顶由于基本顶垮落导致顶板沿煤壁切落的现象。常用冒顶面积和造成工作面停产的时间来表述。 三、采动后矿山压力分布的一般规律 一支承压力 支承压力是指在岩体中开掘巷道，在煤层进行采煤时，巷道两侧或采煤工作面周围煤壁内形成的高于原岩应力的垂直集中应力。工作面的开采活动破坏了上覆岩层的应力平衡状态，引起了应力的重新分布，即在工作面附近形成了应力升高区和应力降低区。应力升高区内顶板岩层对煤层的压力，即为支承压力。支承压力实质上是应力降低区上方悬伸的基本顶及其上覆岩层的质量引起的。 支承压力不是常量，它的分布范围和大小，在不同的条件下变化很大，其影响因素有 1.悬伸顶板的质量 开采深度、上覆岩层的密度以及采空区顶板实际的悬空面积越大时，悬空部分上覆岩层的总质量越大，支承压力的分布范围和集中程度也越大。开采深度和岩石密度是客观存在的，不能人为地改变，但采空区的悬空面积是可以采取不同的技术措施改变的。例如，及时回柱放顶、对坚硬顶板采取人工强制放顶等，可减少悬伸顶板的长度；采用充填法处理采空区时，其支承压力要比全部垮落法小得多。 2.顶板岩石的性质 顶板岩石越坚硬，顶板压力分布就越均匀，支承压力的分布范围就越大，压力的集中程度就比较小。如果顶板的构造裂隙发育，顶板岩石就会被“弱化”，这时支承压力则变小，分布范围也不大。 3.煤的强度 煤层越松软，其变形和破坏的程度就越高，则支承压力的分布范围就越大，集中程度就越低，反之亦然。 采煤工作面发生的顶板下沉、底鼓、煤壁片帮等矿山压力显现，主要是由支承压力引起的。另外，在一定的条件下，支承压力的作用还会引发冲击地压等现象。为了减轻或避免支承压力对采煤工作面、回采巷道的危害，改善采区巷道的维护状况，就必须掌握采煤工作面周围支承压力的分布规律。 二采煤工作面周围支承压力分布 1.采煤工作面前后方支承压力 采煤工作面前后方支承压力分布的一般规律如图2-2所示。具体分布形状与采空区处理有关，如图2-3所示。 .a-应力升高区，b-应力降低区；c-原岩应力区 图2-2采煤工作面前后方支承压力分布 1-刀柱法；2-垮落法或充填法；3-坚硬顶板切落时；4-其他 图2-3不同采空区支撑条件下工作面前后支承压力分布 采煤工作面前后方支承压力的分布，具有以下特征 1采煤工作面前方支承压力区，即图2-3中应力升高区，是从工作面煤壁前23m处开始，一直延伸到20-30m或更大的范围。压力的峰值区，根据具体情况，约在距煤壁410m处，峰值的大小，可比原岩应力高13倍。该区在工作面两巷基本上属于要求超前加强支护的范围。 采煤工作面前方煤壁一端支承着工作面上方裂隙带及其上覆岩层的大部分质量，即工作面前方支承压力远比工作面后方大。 2假设采空区采用的是刚性支撑，例如采用刀柱法，工作面前后的支承压力分布如图2-3中曲线1所示。 假设采用的是全部垮落法或充填采空区的办法，则由于上覆岩层中出现块体咬合的结构，将导致工作面前方支承压力急剧增加，采空区后方则将大幅度减小，如图2-3中曲线2所示。 假设工作面采高很大，或顶板岩层极为坚硬，有可能在岩层悬露时，使工作面前方支承压力有所增高，如图2-3中曲线3所示。但当坚硬顶板切落时，前方支承压力将有所降低，采空区后方则有所增高。 由于种种原因，如开采深度太大或受岩性影响，致使开采后岩层移动并未能波及地表，则此时将出现图2-3中曲线4所示的情况，即采空区的支承压力有可能恢复不到γH值。 3工作面后方支承压力远比工作面前方支承压力小，其峰值可能比原岩应力稍大或稍小，它是随着工作面推进而不断向前移动的，所以也称之为移动支承压力。 4由于裂隙带形成了以煤壁和采空区冒落带为前后支承点的半拱式平衡，所以采煤工作面处于减压范围。 2.采煤工作面上下方及原切眼附近煤体上支承压力 在走向长壁工作面沿倾斜上下方及工作面后方原切眼附近煤体上同样可形成支承压力，它的特点是并不随采煤工作面的推进而发生明显变化，所以又称为固定支承压力。固定支承压力的分布形式和移动支承压力相比，其峰值深入煤体内的距离较远，而影响范围则较小。此外，上方支承压力和下方相比，上方的影响范围比下方稍大。 采煤工作面上下方及工作面后方原切眼附近煤体上的固定支承压力是工作面采空区周围支承压力的组成部分，其分布形式如图2-4所示。 1-工作面前方支承压力；2、3、4-工作面上下方及后方支承压力 图2-4采空区周围支承压力分布 根据大量实际观测资料和研究分析，目前对采煤工作面两侧支承压力分布状态可得出如下结论 1采煤工作面两侧的支承压力剧烈影响区并不在煤体的边缘，而是位于距煤体边缘有一定距离的地带。长期以来采用825m煤柱护巷，使巷道恰好处于支承压力的高峰值区内，这是采用煤柱护巷仍难以维护的根本所在。 2采煤工作面两侧煤体边缘处于应力降低区，支承压力低于原岩应力。面且工作面推过一定时间后两侧煤体仍能长期保持稳定，如果把巷道布置在这个应力降低区内，可以使巷道容易维护，这是目前广泛推广无煤柱护巷的理论依据。 3采煤工作面两侧支承压力从形成到向煤体深部转移要经过一段时间，所以要使沿空掘巷保持稳定，必须从时间上避开未稳定的支承压力作用期，应使沿空掘巷相对于上区段采煤工作面有一个合理的滞后时间，根据具体条件不同，这个合理的滞后时间一般在3个月到1年之间。 三影响矿山压力显现的因素 1.开采技术条件 1工作面顶板岩层。控制工作面的顶板岩层是工作面生产中的主要工作内容之一，顶板的岩性、完整性将会直接影响工作面的顶板活动情况和安全生产情况。 2断层与褶曲。因为断层破坏了顶板的完整性，因此断层附近容易发生局部冒顶。断层还能改变初次放顶、初次来压和周期来压的步距。褶曲有时会改变原岩应力分布，从而改变工作面区域顶板的状态，尤其是小褶曲可能使顶板局部破碎，容易发生局部冒顶。 3挤压带与破碎带。挤压带是指煤层受挤压作用局部变厚或变薄的地带。破碎带是指岩石和煤层突然变得破碎的地带。工作面经过挤压带或破碎带时，由于顶板岩层的离层、破断或破碎，可能发生顶板短时急剧下沉现象，给顶板管理带来困难。 4节理和裂隙。无论煤体还是岩体中都存在大量的节理和裂隙，它们常将顶板切割成各种形状的岩块。随着工作面的推进或支护不及时，极易发生局部冒顶和片帮。 5煤层倾角。随着煤层倾角增加，顶板下沉量将逐渐变小，如急斜工作面的顶板下沉量比缓斜工作面要小得多。 2.生产技术因素 1开采深度。开采深度增大会使工作面周围的支承压力峰值和影响范围增加，在顶底板岩石稳定或坚硬且煤层具有冲击倾向性的条件下，容易发生煤爆即冲击地压，在瓦斯大的矿井容易引起煤与瓦斯突出。 2工作面推进速度。工作面推进速度快意味着采煤工作面停滞的时间短，顶板岩层下沉量小，一般来说，顶板压力也比较小；反之，推进速度慢，工作面顶板下沉量大，顶板压力也会比较大。 3上部煤层中遗留煤柱。开采煤层群的矿井，如果层间距较小，上部煤层开采时遗留的煤柱支承着上覆岩层，形成应力集中。高应力将通过煤柱向底板传递。 4采高与控顶距。在一定地质条件下，采高是影响上覆岩层破坏状况的最重要的因素之一。采高越大，采出煤后遗留下的空间越大，顶板上覆岩层垮落的高度就越大，会导致采煤工作面上覆岩层破坏越严重。采高越大，在同样位置的基本顶取得平衡的几率就越小，而且在支承压力的作用下，工作面煤壁也越不稳定，容易片帮。因此，采高越大的工作面矿山压力显现越严重。 四、采动后顶板活动的一般规律 一采空空间上方岩层的分带 在长壁开采采用全部垮落法管理顶板的采煤工作面，随着工作面不断推进， 弯曲下沉带第三带 冒落带第二带 图2-5采空区上方岩层三带分布示意图 上覆岩层发生位移或破坏，必然会垮落、堆积、碎胀、充填采空区，对上方岩层起到一定的支撑作用，但充填的饱满、密实程度与原有煤层相比，仍有很大的差异。所以，采空空间上方的岩层一般都将发生移动，自下而上形成3个带，即冒落带、裂隙带和弯曲下沉带，如图2-5所示。 1.冒落带 当采煤工作面移架或回柱放顶后，冒落带岩层将自上而下依次垮落。一般在冒落带下部因岩块垮落时自由度比较大，排列极不整齐；而上部岩块由于自由度比较小，块度较大，排列较规则。多数情况下，冒落带是由直接顶垮落后形成的。经实测.一般开采后冒落带的高度为采高的2-4倍。 冒落带的岩层包括直接顶和基本顶，是指不支撑就会垮落的那部分岩层。 2.裂隙带 裂隙带位于冒落带之上，随冒落带岩石的垮落和逐渐压实，裂隙带岩层出现弯曲下沉，离层和断裂为排列整齐的岩块。裂隙带的范围，随冒落带上覆岩层的性质、开采高度变化而变化。 裂隙带的岩层主要是基本顶，在其断裂、旋转、下沉及触矸过程中，岩块间能够互相挤紧，从而形成能够承受载荷的平衡结构，并把自身及附加岩层的质量施加到采空空间周围的岩体及冒矸之上。 为保证采场安全生产，采场支架的支撑力至少应能支撑住垮落带岩层的质量，支架的可缩量应能适应裂隙带岩层的下沉。 垮落带也称冒落带、裂隙带的高度和岩性与煤层采高有关，覆岩岩性越坚硬，“两带”垮落带、裂隙带合称为“两带”高度越大。一般情况下，对于软弱岩层，其“两带”高度为采高的912倍，中硬岩层为1218倍，坚硬岩层为1828倍。准确地确定“两带”高度，对解决水体下采煤问题及下解放层开采瓦斯突出煤层有特别重要的意义。 3.弯曲下沉带 裂隙带上方直至地表的岩层为弯曲下沉带，这部分岩层不产生裂隙或仅产生极微小的裂缝，并在采空区上方的地表形成一个比开采范围大的沉降区。弯曲下沉带内岩层移动的显著特点是，裂隙带顶界以上至地表的岩层移动是成层地、整体性地发生的，在垂直剖面上，其上下各部分的下沉差值很小。若存在厚硬的关键层，则可能在弯曲带内出现离层区。 二上覆岩层在工作面推进方向的发展规律 I.直接顶初次垮落 长壁采煤工作面从开切眼推进一定距离后，直接顶的悬露跨度不断增加，在自重的作用下，其弯曲下沉也不断增大。一般在直接顶跨距达612m后，直接顶开始垮落。当直接顶的垮落厚度达到采高的1.52倍达不到时可采用人工强制放顶的措施，垮落长度达到采煤工作面长度一半以上时，称为直接顶的初次垮落。直接顶初次垮落时的跨距称为初次垮落步距，如图2-6所示。 2.基本顶初次来压 直接顶初次垮落后，采煤工作面继续向前推进，随着每次回柱放顶，采空区上方的直接顶也随着垮落下来。顶板垮落破碎后体积要增大。破碎后的体积与原体积的比值称为岩石的碎胀系数。岩石刚破碎时的碎胀系数一般为1.251.5。 如果直接顶厚度等于或大于采高的24倍，直接顶垮落后就能把采空区填满，如图2-7所示。在这种情况下，随着垮落的直接顶被压实，基本顶岩层会下沉、弯曲、断裂，但是，这些活动对工作面的影响很小，即基本顶来压的显现在工作面不明显。 图2-6 直接顶初次垮落 图2-7 直接顶垮落后填满采空区 如果直接顶垮落后填不满采空区，开始时基本顶在采空区上方呈双固定支点梁状态，基本顶岩梁把自身及其上覆岩层的质量都压到工作面周围的煤柱上，这时工作面还不会受到基本顶压力的影响。 随着工作面的继续推进，基本顶岩梁的跨度越来越大，基本顶就会逐渐弯曲下沉，当双固定支点梁达到极限跨距时，它就断裂下沉，如图2-8a所示。这时工作面顶板下沉加快，煤壁片帮严重，支柱受力增大，当采煤工作面过基本顶断裂线时，甚至会发生顶板出现台阶下沉的现象，如图2-8b所示。这从工作面自开始采煤以来基本顶的第一次来压，称为基本顶初次来压。自开切眼到基本顶初次来压时工作面推进的距离称为基本顶初次来压步距，一般为20-35m,有的矿区可达50-70m,甚至更大。基本顶悬露面积可达数千甚至上万平方米。此后，工作面即进入正常采煤时期。 3.基本顶周期来压 基本顶初次来压后，随着工作面的继续推进，基本顶岩梁会发生周期性的断裂下沉，工作面内也周期性地出现顶板下沉加快，煤壁片帮严重，支柱受力增大，甚至顶板出现台阶下沉等基本顶来压的现象，称为基本顶周期来压，如图2-9所示。基本顶岩梁周期性断裂的距离，称为基本顶周期来压步距，一般为基本顶初次来压步距的1/21/4或L周1/21/4L初。初次来压步距与周期来压步距之比为L初/L周＝62.45。周期来压步距的大小在630m之间，一般为1015m。 图2-8基本顶初次来压 图2-9基本顶周期来压 直接顶初次垮落、基本顶初次来压和基本顶周期来压是采煤工作面顶板管理的困难时期，也是顶板压力最大的时期。在这个时期冒顶事故较多，而且还比较严重，必须高度重视。直接顶初次垮落、基本顶初次和周期来压都是大面积岩层的破坏运动，对工作面矿山压力显现有明显的影响。因此揭示和掌握岩层运动在工作面推进方向上的上述发展规律.对搞好采煤工作面顶板管理将具有十分重要的意义。 三岩石的变形特征及破坏方式 岩石的变形特征反映岩石在载荷作用下改变自己的形状或体积直至破坏的情况。岩石在载荷作用下，首先发生变形，当载荷增大或超过某一数值极限强度时，就会导致岩石的破坏。 由于受力情况不同，岩石的变形有以下几种 1弹性变形。岩石在载荷作用下，改变自己的形状或体积，当去掉载荷以后，又能恢复其原来形状或体积，这种变形叫做弹性变形。如井下石灰岩顶板受压弯曲，在岩层折断后，会出现弹性恢复。 2塑性变形。岩石在载荷作用下发生变形，当去掉载荷后变形不能恢复。如在软岩中掘进巷道时出现的底鼓，就是明显的塑性变形。 3脆性变形。岩石在载荷作用下，没有明显的塑性变形就突然破坏，这种破坏叫做脆性破坏，这种岩石叫脆性岩石。煤矿井下大部分岩石均为脆性岩石。 4弹、塑性变形。岩石同时具有弹性变形和塑性变形，称为岩石的弹、塑性变形。 5流变。许多岩石的变形并不是在一瞬间完成，它与时间有密切关系。通常把岩石在长期载荷作用下的应力、应变随时间变化的性质称为岩石的流变性。 岩石的破坏方式主要是拉断、剪断、塑性变形等。 四采煤工作面顶板破坏形式的类型 1岩梁的整体折断或滑落。 2层状顶板的分层掉落。 3脆性裂隙顶板的台阶下沉和切落。 4斜交裂隙切割的危岩冒落。 5松碎岩石的散落。 6顶板的弯曲下沉。 五、采煤工作面初次、周期来压期间的顶板控制方法 I.一般规定 1采煤工作面从开切眼开始，到工作面直接顶板冒落的高度达到采高的1.52倍，冒落的长度达到工作面长度的1/2以上时，这个阶段的顶板垮落称为初次放顶。若基本顶的初次垮落对工作面有威胁时，初次放顶时期还应包括基本顶的初次垮落。之后，工作面就进入了正常的开采期。 2初次放顶时期，直接顶板冒落的高度达不到采高的1.52倍时，则采用人工强制放顶，其炮眼布置、数量、深度、角度、间距、装药量等参数，应在作业规程中作出具体规定。 3初次放顶必须制定专门措施，经矿技术负责人审批，由生产副矿长主持制定实施措施。 4单体支柱工作面初次放顶时，根据开切眼顶板及支架的状况，可采取以下支护方式 ①顶板稳定、开切眼内支架基本完好时，先在原棚梁下打中柱，然后摘掉工作面煤壁侧的棚腿，拉线支柱并架设一排金属顶梁，再开始回采。 ②顶板破碎、开切眼内支架破坏严重时，拉线支柱并架设一排金属顶梁后，再架一梁三柱顺山棚，然后摘掉工作面煤壁侧的棚腿，开始回采。 ③开切眼施工质量差、掘出时间长、支架上部有空顶时，回采前要用一梁三柱走向套棚，两端插人煤壁，棚梁上用木垛填实接顶，周边用材料塞实，防止空帮周边松动。 5综采工作面初采时，根据开切眼的顶板状况，采取以下支护方式 ①开切眼顶板完整时，可一次将切眼扩成支架安装所需要的宽度，采用戴帽点柱支护形式。 ②开切眼顶板完整时，扩切眼后支设大跨度的一梁二柱棚，棚距一般为0.8-1.0m。 ③破碎顶板条件下，开切眼可先按小断面掘进，安装支架前，先铺设刮板输送机。安装支架时，一边刷帮扩切眼，一边进行支架安装。扩帮时可架设临时大跨度的一梁二柱棚，用板皮背好顶板。 6坚持初次放顶期间的支护质量与顶板动态的监测和预报，根据预测的直接顶和基本顶初次垮落步距、初次放顶事故发生的可能性及其受力类型，采取相应的防治措施。 2.复合顶板初次垮落阶段的顶板控制 1复合顶板 煤层顶板由下软上硬不同岩性的岩层所组成，软硬岩层间夹有煤线或薄层软弱岩石，下部软岩层的厚度一般大于0.5m而不大于煤层采高，这样的顶板称为复合顶板。复合顶板实质上就是离层型顶板。 典型的复合顶板有如下3个特征 1煤层顶板由下软上硬不同岩性的岩层组成； 2软硬岩层之间夹有煤线或薄层软弱岩层； 3下部软岩层的厚度通常情况下不小于0.5m,而且不大于3.0m。根据经验，复合顶板下部软岩厚度为0.5-1.5m时对安全的威胁最大 2复合顶板的危害 复合顶板的特点决定了在初采时软硬岩层不能同步下沉周期来压也是如此，且易于离层，极难管理，容易导致重大恶性推垮型冒顶事故。 3预防复合顶板推垮型冒顶的措施 1提高单体支柱的初撑力。使支柱不仅能支承住顶板下部软岩层，而且能把软岩层贴紧硬岩层，使其间的摩擦力足够阻止软岩层的下滑，从而也加强了支架本身的稳定性。 2增加工作面支架的支护强度和稳定性。在工作面沿放顶线支设密集支柱，增加放顶线的支护密度；沿煤壁增设贴帮柱，防止煤壁处顶板出现裂隙和台阶下沉；在密集支柱靠工作面一侧支设向采空区方向的斜撑支架柱，提高密集支柱的稳定性；还可以沿工作面每隔610m架设一个木跺；对于漏顶、空顶一定要用背顶材料填实接顶，周边用木料挤紧，限制空顶周边岩石松动。 3适当加大工作面的控顶距。第一次放顶放两排柱比较适宜。 4消除形成复合顶板推垮条件的措施。工作面应采用俯斜或伪俯斜4060开采，严禁仰斜开采；掘进在施工工作面运输平巷时不破坏复合顶板，以免造成游离六面体；控制采高，使软岩层垮落后能超过采高，以堵住六面体向采空区的去路；灵活地应用斜撑支架柱，使它们迎向六面体可能推移的方向。 5尽量避免回风巷、机巷与工作面推进方向呈锐角相交。采煤工作面由于断层的影响，常常布置成斜风道或斜运输道，这样都会出现一个三角地带，在这个三角地带中一面是工作面煤壁，一面是断层煤柱。断层煤柱支护条件较好，使上位硬岩不易下沉，增加了下位软岩离层的可能性。同时三角地带范围内始终存在着初次放顶的问题，使得在三角地带发生的推垮型冒顶事故比较多。为了防止这类事故的发生，应将工作面布置成正交或呈台阶状。 6初采时不要反向推进，以免反推距离成为初次放顶距，直接顶已经离层的开切眼成为控顶区，以致初次放顶后，离层的开切眼直接顶离层，支柱失稳，容易发生冒顶事故。 3坚硬直接顶初次垮落阶段的顶板控制 这类直接顶初次放顶，一般经过初次垮落和周期垮落两个阶段。对此，应采取下列主要措施 1对坚硬直接顶板的控制，应以支撑为主，护顶为辅，使支柱具有足够的密度和支护强度。单体支柱回柱后，应立即全部支撑在新放顶线上，以提高对工作面顶板的整体支撑力量。 2加强新放顶线的特殊支护，增大新放顶线的支护强度和密度。特殊支架的形式、支护强度及密度，应通过计算和生产实际在作业规程中确定。 3合理确定初次垮落阶段的控顶距。在直接顶单独运动阶段，对以下情况应比正常最小控顶距加大12排控顶距 ①接近直接顶初次断裂步距时，而且该步距较大； ②接近直接顶周期性垮落时，而且周期垮落步距较大； ③当直接顶在煤壁附近出现裂缝时待工作面推过裂缝至少两个排距时才可放顶； ④当直接顶存在推垮工作面危险时。 4在直接顶初次垮落步距较大时大于20m，要提前采取强制放顶措施，即在工作面推进710m时进行强制放顶，使顶板产生裂隙，从而易于垮落，以减弱初次放顶时对工作面的冲击强度。 5强制放顶前，要根据顶板压力，每隔58m沿放顶线架设木垛，压力较大时，为防止推倒木垛，应在木垛四周增设支戗柱固定。 4.采煤工作面基本顶初次来压时的特点及安全措施 1基本顶初次来压过程 第一阶段为稳定阶段矿山压力显现平稳，采场支架受力极小，顶板处于相对稳定阶段。 第二阶段为基本顶的活动阶段矿山压力显现显著增加，煤壁片帮，顶板下沉速度迅速，工作面发出顶板折裂的响声，支柱受力明显增加。 第三阶段为基本顶的来压阶段煤壁片帮严重，木材背板严重压缩劈裂，支柱受力达到最大值。使用液压支柱时，部分支柱的安全阀出现卸载现象，顶板下沉速度急剧增长超出正常值的几倍甚至十几倍，基本顶发生断裂，直接顶冒落充分，甚至将采空区挡严。 2基本顶初次来压的特点 1由于基本顶的剧烈活动，使工作面的顶板下沉量和下沉速度急剧增加。 2基本顶的活动和顶板的急剧下沉，使支架受力猛增，顶板破碎，井出现平行煤壁的裂缝，甚至出现工作面顶板台阶下沉。 3因基本顶悬露跨度增大，煤壁内的压力过于集中，会使煤壁片帮破坏范围扩大，加上基本顶断裂时顶板急剧下沉，煤壁被进一步压碎而发生片帮。 4基本顶由于折断而垮落时，在采空区深处先发出沉闷的雷鸣声，而后发生剧烈的响动，垮落时有的还伴有暴风并扬起大量的煤尘。 3回采工作面基本顶初次来压时应采取的安全措施 1进行工作面支护质量与顶板动态监测，掌握基本顶初次来压的步距，在来压之前就增大支护密度，提高工作面支架的总支撑力。 2在来压之前沿放顶线增设12排密集支柱或丛柱，以便增加基本支架的支撑力并隔离采空区。 3为了增加支架的稳定性，沿放顶线每隔58m架设一个木垛或增设一梁三柱的戗棚或抬棚，也可架设双排交叉布置的木垛。 4对坚硬的基本顶，必须随着回采进行强制放顶，以便减轻基本顶来压时对工作面的压力。 5采空区的支柱要回收干净，使直接顶充分垮落，以便缓和基本顶来压时对工作面支架的冲击。在顶板大面积来压时，回撤某一根“吃劲”支柱时，要在其周围补打木替柱，用镐刨出近1/2柱窝后，再用回柱绞车直接回柱。回柱时所有人员均应撤到安全地点。 6基本顶初次垮落期间，应加快工作面的推进速度，以保证较完整煤壁的支撑作用，有片帮危险时应增设贴帮柱。 7适当加大控顶距，以便增设适宜的特殊支架，以提高工作面整体承载和抗冲击能力，待基本顶初次来压后，再逐步恢复到正常的控顶距。 8在基本顶初次来压前夕，要尽量避免在工作面全长范围内，同时进行落煤和放顶工作。 9当控顶区内的顶板出现台阶下沉时，应适当加大控顶距，加强台阶下沉采空区侧的支护。当继续推采到煤壁侧至少有两排安全支护空间、下沉台阶距切顶排有两排支柱时，应一次将这两排支柱回撤完。如果，此时采空区又出现较大悬顶，应采取人工强制放顶。 10基本顶的初次来压强烈、有大面积切顶预兆时，应迅速撤出工作面所有的人员，然后根据具体情况，按预定的措施进行处理。