神東煤炭集團公司煤礦頂板事故案例彙編
神東煤炭集團公司煤礦頂板02manbetx.com 案例彙編
生產管理部編製
二零一七年九月十日
編審委員會
主 任 楊俊哲
副主任 羅 文
主 編 姚 海
編 寫 李瑞群 李金剛 楊永亮 楊曉超 高 峰 蔚保寧 曹建雲
王秀元 翁海龍 陳佩東 任誌國 馮曉棟 蘇 傑
審 稿 高登雲 楊建彬 韓 龍 楊曉強 華玉鑫
目 錄
第一部分 巷道掘進篇 4
案例一：大柳塔煤礦“10·10”頂板02manbetx.com 5
案例二：補連塔煤礦12煤五盤區回風大巷冒頂02manbetx.com 9
案例三：錦界煤礦31109機頭硐室冒頂02manbetx.com 13
案例四：上灣煤礦22煤輔運巷冒頂潰水潰沙事故 15
案例五：哈拉溝煤礦12上101掘進麵“11.4”頂板事故 19
案例六：哈拉溝煤礦中央主運大巷54L頂板冒頂事故 24
案例七：石圪台煤礦72301切眼掘進冒頂事故 27
案例八：石圪台煤礦71304輔運順槽冒頂潰水潰沙事故 32
案例九：烏蘭木倫煤礦2204掘進工作麵頂板事故 35
案例十：寸草塔二礦22116輔運順槽頂板傷人事故 39
案例十一：寸草塔二礦31204回風繞道頂板傷人事故 42
第二部分 綜采麵回采篇 46
案例一：大柳塔煤礦22404綜采麵“4.12”颶風事故 47
案例二：大柳塔煤礦52304綜采麵末采冒頂事故 52
案例三：大柳塔煤礦52307綜采麵老頂垮落推出支架擠壞煤機搖臂事故 61
案例四：補連塔煤礦12401綜采麵頂板漏冒事故 67
案例五：補連塔煤礦12404綜采麵頂板漏冒事故 77
案例六：補連塔煤礦12511綜采麵頂板漏冒事故 81
案例七：榆家梁煤礦42213綜采麵末采漏頂事故 86
案例八：榆家梁煤礦43308綜采麵初采壓架事故 90
案例九：布爾台煤礦42105綜放麵動壓事故 94
案例十：布爾台煤礦42106綜放麵動壓事故 100
案例十一：錦界煤礦31107綜采麵頂板傷人事故 108
案例十二：上灣煤礦12211綜采麵過空巷冒頂事故 110
案例十三：哈拉溝煤礦22203綜采麵“3.11”頂板事故 115
案例十四：哈拉溝煤礦22529綜采麵機尾超前冒頂事故 119
案例十五：哈拉溝煤礦22408-1綜采麵縮麵冒頂事故 127
案例十六：石圪台煤礦71206綜采麵過空巷冒頂事故 132
案例十七：石圪台煤礦31201綜采麵壓架事故 138
案例十八：石圪台煤礦31204綜采麵末采貫通壓架事故 151
案例十九：保德煤礦81304綜放麵壓死支架的事故 158
案例二十：烏蘭木倫煤礦2204綜采麵頂板事故 167
案例二十一：柳塔煤礦12104綜采麵過空巷壓架事故 171
案例二十二：寸草塔煤礦22103綜采麵漏頂事故 179
第一部分 巷道掘進篇
案例一：大柳塔煤礦“10·10”頂板事故
一、工程概況
大井22煤六盤區22607綜采麵東側與F8斷層之間的三角塊段采用旺格維利采煤法回采，回采區域如下圖所示。支巷煤柱設計寬度為9m，每8條支巷留設一條保護煤柱，旺采刀間煤柱的寬度為0.5～1m。旺采區沿煤層底板回采，頂煤留300～500mm為準，采高不低於4m。
發生事故時，正在回采12支巷，第5支巷留設了9m的隔離煤柱，5支巷至12支巷間的頂板懸空一直未冒落，空頂麵積約10235m2。
圖1 22607綜采麵東側旺采區回采位置
圖2 22607綜采麵東側旺采區右翼二區段設計圖
二、事故經過及造成的損失
事故時間：2005年10月10日17時05分。
事故地點：大柳塔井12607東房采麵右翼2區段1號輔運巷4聯巷口及12支巷
2005年10月10日7時30分左右，連采三隊八點班帶班隊長鄭某等15名工人下井，在右翼二區段右側12支巷作業。當時該區段5支巷留設了9m的隔離煤柱，計劃在12支巷采完後再留設9m的隔離煤柱，5支巷至12支巷間的頂板懸空一直未冒落，空頂麵積約10235m2。15時50分連采三隊四點班帶班隊長謝某等13名工人開完班前會後，下井接班。下午17時左右交接班時，電鉗工王某、馬某、劉某、汪某、謝某和關某等六人在12607東側旺采區右翼二區段輔運平巷4聯巷旁邊的鏟車周圍測瓦斯、修理鏟車，八點班帶班隊長鄭某、林某、電鉗工於某、連采機司機白某等四人在12607東側旺采區右翼二區段輔運平巷12支巷內距巷口約5m處交接班。大約17時05分，12607東側旺采區右翼二區段5支巷至12支巷間采空區頂板突然大麵積跨落，頂板冒落形成的颶風將東側旺采區右翼二區段輔運平巷4聯巷旁邊鏟車周圍的電鉗工王某、馬某、劉某、汪某、謝某和關某等六人和在12支巷內的帶班隊長鄭某、林某、電鉗工於某、連采機司機白某等四人吹倒。颶風過後，12支巷內的帶班隊長鄭某和電鉗工於某先爬起來，發現他們的礦帽被颶風吹掉了，礦燈也被颶風吹得絞在一起，兩人把絞在一起的礦燈分開並打開開關，發現連采機司機白某爬在旁邊的地上，白某想爬起來，撐了一下地就又倒下了，鄭某和於某急忙過去想把他扶起來但是扶不動，正在此時，又發生了冒頂，冒頂形成的颶風又一次吹來，鄭某和於某急忙趴倒，颶風過後，兩人又試圖扶起白某可還是扶不動，鄭某和於某隻好喊人，喊了幾聲，光聽到有人答應看不到有人過來，過了一會林某過來了，他們三人一起扶起白某撤離12支巷。在4聯巷鏟車周圍的王某、馬某、劉某、汪某、謝某和關某等六人被颶風吹倒後，劉某和馬某爬起來發現他們的礦帽和礦燈不見了，找到礦燈後，發現王某頭部受傷仰麵朝天躺在鏟車邊的地上，兩人問王某情況怎麼樣，王某手捂住肚子說他腹部疼，隨後四點班帶班隊長謝某、鄭某、於某和白某等人也到了輔運平巷4聯巷，鄭某安排打電話向大柳塔煤礦調度室報告事故情況時，帶班隊長謝某說已經打過了，之後林某、關某護送白某先離開輔運平巷，於某和謝某用電工刀割下來一塊風筒布，大家一起把王某慢慢地扶到風筒布上，用風筒布把王某抬到隨後趕來的李某的農用車上，並護送王某一起升井。礦調度室在接到井下事故報告後，立即安排車輛下井接應，並聯係120急救車輛和醫護人員到井口等待。白某和王某先後升井，在井口經120醫生急救處理後送往神東職工總醫院治療。王某在神東職工總醫院經搶救無效於2005年10月10日18時30分死亡。白某在神東職工總醫院因左側顱骨骨折做了手術，在神東職工總醫院住院接受治療。
事故造成的損失：事故造成一人死亡、一人重傷。
三、事故原因03manbetx
(一)12607房采采空區大麵積懸頂垮落(115×89m)，，是造成此次傷人事故的直接原因。
(二)未及時對懸頂采空區頂板進行強製放頂，是產生颶風傷人的主要原因。
(三)根據已往開采經驗，神東公司確定旺采區域正常回采時，每隔6～8個支巷留設一個隔離煤柱，這個經驗數據無理論依據。
(四)現場管理不到位，在頂板大麵積懸空的情況下未及時留設隔離煤柱。
(五)礦井未對旺采麵采空區頂板進行有效監測監控。
四、采取的防治措施及取得的效果
(一)加強技術管理，製定切實可行的、針對性強的作業01manbetx 和安全技術措施，使職工熟練掌握,並認真貫徹執行。
(二)對旺采區的設計進一步優化，將刀間煤柱的寬度增大為1.5m。
(三)對邊角塊段煤的回采，盡量布置長壁采煤工作麵，采用全部垮落法管理頂板，確保煤礦的安全生產。
(四)房采時應采用技術手段加強頂板的監察、監控，合理控製房采工作麵的空頂麵積，地質情況發生變化時，及時采取預防措施。
(五)必須認真吸取此次事故教訓，從嚴管理，落實防範措施，防止同類事故再次發生。
五、事故經驗教訓
“10·10”頂板事故是在采用旺格維利采煤法過程中，由於對頂板控製經驗不足，對頂板安全缺少科學的論證和監測監控造成的，為礦區頂板管理敲響了警鍾。在這次事故的教訓中，大柳塔煤礦對旺格維利采煤法的設計進行了優化，增大了刀間煤柱的寬度，增加了保護隔離煤柱的留設，強化了旺采期間的頂板管理及各項安全技術措施的編製和執行。
案例二：補連塔煤礦12煤五盤區回風大巷冒頂事故
一、事故經過及造成的損失
(一)事故經過
補連塔煤礦12煤五盤區回風大巷與12煤四盤區采空區煤柱寬度42.7m，與五盤區主運大巷煤柱寬度24.4m，巷道設計寬高尺寸為6.0×4.05m。采用錨網噴支護設計(見圖1)，頂板每1.2m設計6套φ18×2100mm圓鋼錨杆，每2.4m設計2套φ17.8×6500mm錨索，鋼筋網規格φ6.5×200×200mm，噴50mm厚C20混凝土。
圖1 12煤五盤區回風大巷支護斷麵圖
2017年6月21日上午9:20分，通風隊電鉗工周某檢查時，發現12煤五盤區回風大巷約4500m處大巷頂板發生全斷麵冒落，當即向調度室彙報，調度室接到彙報後立即啟動頂板事故應急響應程序。具體冒頂位置如圖2所示。
圖2 12煤五盤區回風大巷冒頂位置示意圖
礦領導及機關科室負責人立即到達現場查看冒頂情況，經核實冒頂位置為回風大巷4493～4508m，冒高4.3m，寬5.7m，長度15m。
確定支護方案後立即進行處理，處理工作曆時10天，於7月1日夜班支護完畢。具體如圖3所示。
圖3 12煤五盤區回風大巷冒頂示意圖
(二)造成損失
巷道支護及出渣費用約10.8萬元。
二、事故原因03manbetx
(一)主要原因
12煤五盤區大巷掘進時間為2011年5月～2012年6月，冒頂處巷道掘進時間為2012年5月下旬。根據冒頂處揭露頂板岩性素描(見圖4)和鑽探結果，該處頂煤厚度0.5～0.9m，頂板以上約4.0m範圍內為粉砂岩、泥岩及砂質泥岩互層。
圖4 12煤五盤區回風大巷冒頂處岩層柱狀圖
通過冒頂處的岩層柱狀圖看出，錨杆錨固端位於泥質膠結的粉砂岩中，錨索錨固端位於砂岩中。頂板長期受裂隙水浸潤致使其強度降低，錨杆(索)組合梁加固拱效果差，巷道跨度上無法保持穩定結構，是導致巷道冒頂發生的主要原因。
(二)直接原因
礦井在巷道掘進中沒有詳細勘查，根據巷道頂板岩性變化變更支護方案。對巷道後期出現的淋水未引起足夠重視，沒有及時采取補強支護措施，致使巷道因頂板圍岩結構失穩發生冒頂。
(三)間接原因
5月份巷道隱患排查中，已發現五盤區回風大巷4260m處頂板有0.06m2噴漿層離層剝落，卻未能引起管理人員重視，未對附近巷道進行細致排查，頂板管理重視程度不夠。
四、采取的防治措施與事故經驗教訓
(一)礦井對五盤區主運、輔運、回風大巷的頂板進行取芯，掌握頂板岩層結構和物理力學性質，根據取芯結果製定三條大巷的補強支護方案，並逐步實施。
(二)加強頂板離層監測和頂底板移近量觀測，在五盤區三條大巷安裝了頂板離層儀，每隔200m設置一處頂底板移近量觀測點，劃分責任，派專人定期觀測。
(三)礦井下發頂板岩性探測管理辦法，對掘進巷道的頂板岩性進行探測並建立台賬，對複合頂板、軟弱岩層及其它影響支護強度的情況時，及時製定針對性的支護方案並做好後期巷道變形觀測工作。
(四)對礦井所有大巷的支護質量進行排查。經統計，礦井無錨索支護大巷總長度53300m，按照緊要程度逐步進行實施。
(五)進一步加強隱患排查整改管理，對查出的頂板隱患由礦技術專業組核實並製定支護處理方案，切實消除頂板安全隱患。
案例三：錦界煤礦31109機頭硐室冒頂事故
一、工程概況
31109機頭硐室位於31煤一盤區，該機頭硐室采用炮掘施工，硐室設計寬度5.4m，高度5.5m，實際高度6.2m。頂板采用“錨杆+鋼筋網片+錨索”支護，錨杆采用ψ16*2100mm圓鋼錨杆，間排距為1000*1000mm，錨索規格為ψ17.8*8000mm，錨索間排距為3000*3000mm，噴漿厚度為50mm。
二、事故經過及造成的損失
2014年8月29日14點50分左右，運轉隊工人王某向礦調度室彙報：31109機頭硐室靠近31煤集中輔運側頂板離層有響動。調度室接到通知後及時聯係生產辦和安全辦派人到現場查看。15點55分左右，運轉隊工人劉某向調度室彙報：31109機頭硐室靠近31煤集中輔運側冒頂，冒頂範圍1500mm*3500mm*2000mm。16點10分左右，值班礦領導、生產辦、安全辦相關人員陸續抵達現場並設置警戒。查看現場後，立即組織錨索隊在冒頂區域前後進行補強支護，由勝利公司處理冒落區域矸石並掛網支護，8月30日22點55分冒落區域全部處理完畢。該事故共計影響一盤區正常生產32h。
三、事故原因03manbetx
通過03manbetx ，造成本次事故原因如下：
(一)直接原因
巷道頂板支護強度不足。根據鑽孔jbs7、J203、JB202-1等資料分析知，該區域上覆基岩厚度為45m左右，鬆散層厚度55m左右。從31煤煤層往上頂板岩性首先是約2～3m粉砂岩，其次是0.3～1.0m的泥岩與砂質泥岩，再往上是4～10m的粉砂岩與細砂岩。硐室支護時錨杆錨固端處於0.3～1.0m泥岩與砂質泥岩中，岩石長時間風化後，導致巷道支護強度降低，是出現冒頂的直接原因。
巷道隱患排查不到位。機頭硐室屬於大斷麵超高巷道，巷道頂板變形狀況無有效監控手段，並且日常排查不到位，導致頂板下沉超過規定未及時發現，是出現冒頂直接原因。
(二)間接原因
巷道多次受采動影響。冒頂區域多次受連采掘進挑頂和機頭硐室挑頂擴幫等采動影響，是出現冒頂的另一原因。
工程施工期間監管不到位。31109機頭硐室設計高度5.5m，實際掘進高度6.2m，施工期間監管不到位；施工期間錨索、錨杆支護質量檢查不到位，是發生冒頂的又一原因。
三、采取的防治措施
為杜絕類似事故再次發生，采取如下措施：
(一)對全礦井下在用機頭硐室進行全麵排查，對存在的安全隱患及時處理；同時，對機頭硐室進行補強支護，確保巷道頂板安全。
(二)在工程設計時，進一步優化巷道支護設計參數，保證巷道支護強度滿足使用要求。
四、事故經驗教訓
(一)加強圖紙設計管理。生產辦進一步優化圖紙設計，機頭硐室、風橋等大斷麵巷道錨索支護時應加w鋼帶，掌握頂板岩性變化情況，確保設計巷道支護參數合理。機頭硐室設計根據設備參數，合理降低硐室高度，杜絕巷道超高施工。
(二)加強隱患排查管理。對機頭硐室、風橋、切眼等大斷麵、超高巷道，尤其是多次受采動影響的巷道，加強隱患排查管理，定期對頂板完好情況進行全麵排查，發現隱患，按照“五定”跟蹤督辦。
(三)做好巷道頂板離層觀測管理。對機頭硐室、風橋、切眼等大斷麵巷道設計安裝頂板離層儀，加強對在用巷道頂板離層監測力度，確保各巷道處在有效監控範圍內，發現離層及時處理。
案例四：上灣煤礦22煤輔運巷冒頂潰水潰沙事故
一、工程概況
(一)工作麵概況
22煤三條大巷設計長度1650m，冒頂區距離巷道開口1350m，煤厚4.3～7.6m，平均5.3m。冒頂區域煤層埋深69～91m。該區域受強烈的衝刷和剝蝕，致使煤層及上覆基岩遭受不同程度的破壞，給安全開采造成極大困難。
(二)頂底板岩性
22煤輔運、膠運、回風巷頂底板情況如表1所示
表1 煤層頂底板情況表
名稱 岩石名稱 厚度/m 岩 性 特 征
老頂 粗、細粒砂岩 25.59 灰白色，石英、風化長石為主，含有黑色燧石，分選較好，半圓狀，泥質接觸式膠結，夾有煤線及砂岩薄層，局部具斜層理，層麵夾有炭化物碎屑。
直接頂 粉砂岩 2.1 灰色及深灰色，薄層狀，具斜層理。
直接底 泥岩 4.91 黑灰色及灰色，致密，塊狀，薄層狀，夾粘土岩，薄層含砂質。
(三)工作麵設備配套情況
配套12CM15-10B連續采煤機，ARO-40-RELMB-CWT四臂錨杆機，1030給料破碎機，488GLBC鏟車，帶寬800mm膠帶機，BKJ-NO6.0 2X18.5局部通風機。
(四)工作麵支護情況
22煤三條大巷采用錨杆支護。頂板采用φ16×1600mm圓鋼錨杆支護，間排距為1000×1000mm。
圖1 三條大巷巷道支護平麵圖
二、事故發生過程
(一)事故發生經過
2001年5月30日夜班，11:00當班帶班隊長甘某組織召開班前會，班前會甘某強調工作麵頂板局部破碎、淋水大，作業過程中短掘快支，確保安全生產。井下交接班完畢，煤機司機劉某開始掘進輔運大巷，掘進5m後，停機檢查工作麵頂板情況，發現頂板淋水有變大的跡象。立即將煤機退出，並通知相關人員對掘進段頂板進行支護。錨杆機司機接到通知後，立即開始對輔運順槽頂板采用錨杆支護，支護中發現頂板淋水不斷增大，錨杆機司機加快支護進度，支護完畢後立即將錨杆機和人員同時退出。早上5：20左右，輔運順槽給料機處人員聽見岩石滾動的轟鳴聲，用礦燈照射發現後方區域冒頂，且泥沙及岩石從頂板急速下泄，立即組織人員向後方撤離。此時煤機司機正在膠運大巷進行掘進，已掘進10m左右，煤機司機發現運煤車遲遲不來接煤，感覺情況不對，立即將煤機往後側聯巷倒機，倒移煤機過程中，發現後側巷道有人員在晃礦燈。此時煤機移至聯巷口位置，煤機司機劉某趕緊下機，往外撤離，此時發現泥沙推進至膠運靠近回風巷的聯巷口，估計深度1m。觀察四周發現沿膠運及輔運巷道的撤離路線被堵塞，此時發現靠近回風側的聯巷還可撤離。煤機司機劉某立即沿聯巷撤離致回風巷，與前來救援的肖某、楊某彙合，帶班隊長甘某立即將情況向礦調度室進行了彙報，並清點人員組織撤離升井。
調度室在2001年5月31日7點20分接到井下人員彙報，上灣煤礦22煤輔運巷掘進工作麵發生了嚴重冒頂潰沙潰水事故，一瀉而下的泥沙水湧下了輔運巷，並逐漸漫延至膠運巷和回風大巷，堵塞了兩條巷道長達420多米，將價值3500萬元的生產設備被泥沙淹埋，情況十分危急。
圖2 冒頂事故發生的位置
(二) 救援過程
事故發生後，上灣礦及時向神東公司彙報了災情，公司副總經理、副總工程師及時趕赴現場，全麵展開了與潰沙災害抗爭的大會戰。
公司組成了以副總經理為組長的會戰領導小組，指揮現場救援工作。從技術措施、現場組織、地麵塌陷治理、恢複生產及安全監督檢查上各把一關，開展搶險救援工作。研究製定了詳細的救援技術措施，地麵動用裝載機和車輛將裝滿塊石的麻袋封口回填至地表塌陷坑封堵潰沙通道，井下設置1m寬沙袋牆三道阻止泥沙的漫延，開啟水泵抽排巷道積水，同時抓緊清理巷道泥沙，迅速回撤設備，恢複生產。到6月1日早7點，井下共投放沙袋3000多個，地麵投放沙袋4000多個，泥沙及透水基本得到了控製。連采一隊於上午9點率先恢複了生產，到6月15日將其它被淹埋的設備全部挖出。礦裏及時組織全體檢修人員晝夜搶修設備，將煤機、錨杆機、運煤車、給料破碎機部件拆裝34次，烘烤電機14台次，於6月18日將挖出的設備全部修複，連采二隊也於6月20日恢複了生產，將災害損失降到了最低點。
三、事故原因分析
(一)直接原因
掘進工作麵上覆基岩太薄，厚度僅有2m，頂板破碎，工作麵淋水大，是導致大麵積冒頂潰水潰沙事故的發生的直接原因。
(二)間接原因
針對22煤層局部受強烈的衝刷和剝蝕，致使煤層及上覆基岩遭受不同程度的破壞。
礦井對頂板重視程度不足，沒有對掘進巷道頂板基岩厚度布孔鑽探。
安全風險預控不到位，未對22煤大巷掘進工作麵過薄基岩的危險源認真辨識與評估，對其存在的風險程度嚴重認識不足，導致對現場的安全管理不到位。
四、采取措施及取得的效果
針對22煤層存在薄基岩區域的實際情況，22煤層巷道掘進期間嚴格執行基岩厚度探測工作，確保掘進範圍內的上覆基岩厚度情況提前探知。
針對22煤掘進工作麵頂板淋水的情況，要對水源科學分析，明確水害的影響範圍，采取措施確保將水害影響程度降到最低。
對地麵塌陷區，動用機械設備回填麻袋塊石，徹底封堵頂板冒落通道，切斷塌陷坑周邊泥沙的補給源，為井下排水、清砂創造條件。
為防止湧入井下的岩石泥沙波及周邊巷道，首先砌築兩道寬度1m的沙袋牆，阻止砂石的進一步漫延。通過沙袋的過濾作用在沙袋牆附近設置水泵抽排巷道積水，為下一步清理砂石創造條件。
井下工作麵積水排放後，劃分三個作業點清理砂石，為提高作業效率，動用裝載機和低汙染防爆車輛進行清理。
將連采機、錨杆機、運煤車、給料機、膠帶機等設備清理回撤後，立即對冒頂區域巷道進行永久封閉，施工三道厚度500mm的鋼筋混凝土密閉。
案例五：哈拉溝煤礦12上101掘進麵“11.4”頂板事故
一、工程概況
(一)工作麵開采條件
事故發生時，連采二隊正在掘進12煤12上101輔助切眼，該區域煤層厚度約1.1m～1.8m，采用沿底割頂掘進，巷道設計2.5m，割頂0.7m～1.4m，煤岩交界處不夠穩定，巷道有片幫。
表1 12上101麵煤層頂底板特征表
頂底板 岩石名稱 最小～最大
平均(m) 岩 性 特 征
老 頂 粉砂岩 1.9～18
8.88 灰白色，成分以石英長石為主,顆粒分選中等,次棱角狀,泥質膠結。
直接頂 細砂岩 0～9.39
2.63 灰色，水平層理，泥質膠結，顆粒分選中等。
直接底 粉砂岩 0～4.13
1.94 深灰色，水平層理，泥質膠結，含少量植物化石。
(二)主要配套設備
掘進工作麵采用連續采煤機及其後配套設備施工，選用一台14CM09-11E型連續采煤機來完成割煤、裝煤和清煤工序，一台JOY-10SC32-48AB-5型梭車將連續采煤機采出的煤轉運至破碎機，一台1030型給料破碎機完成煤的破碎與轉載工作，破碎機運出的煤通過DSP-1080膠帶輸送機運出，一台ARO-4A00-1637-WT型錨杆機完成錨杆的定位、打眼、安裝、緊固工作。采用掘進、支護平行作業的施工工藝。用一台WJ-6FB型防爆柴油鏟運車清理巷道浮煤、淤泥，確保巷道暢通、幹淨，並完成工作麵的材料、小型設備的運送和搬移工作。
(三)巷道支護情況
12上101輔切眼，選用φ18×2100mm的螺紋鋼錨杆，排距1.0m，每排布置5根錨杆。並選用φ17.8×8000mm錨索+4200×230×3mmW鋼帶進行補強支護，錨索排距為2m，每排3套，幫網未支護。
二、事故經過及造成的損失
(一)事故經過
2009年11月4日，哈拉溝煤礦連采二隊早班為檢修班。事發當班7時20分開始召開班前會，會後8時30分到達工作麵，檢查工作麵交接完畢後，錨杆機檢修鉗工陳某走到停在距掘進頭9.4m處的錨杆機進行檢修工作。
事發時陳某正蹲下給錨杆機左側的鑽箱加油。由於左幫上部片幫，滑落一塊4.3m×0.7m×(0.2m～0.45m)的岩塊將陳某壓住。在掘進頭施工錨索的3名工人聽到煤岩垮落聲，邊呼叫其他人員邊到錨杆機旁邊施救。當班跟班副隊長隨即帶領其他人員及時趕到事故點，將壓住陳某的岩塊挪開，將人救出並用巡檢車將傷者及時升井，10時10分送至神東總醫院，經搶救無效於11時死亡。
圖1錨杆機停放位置及事故現場示意圖
圖2 片幫處圍岩狀態圖
(二)造成的損失
事故造成一人死亡的嚴重後果，導致全隊停產一周。
三、事故原因分析
(一)直接原因
1、陳某檢修錨杆機前未對作業區域的巷幫進行詳細檢查，沒有嚴格執行敲幫問頂製度。
2、陳某安全意識不強，未按本安管理要求認真辨識作業場所的危險源，未按危險源控製措施檢查巷道頂幫情況。
(二)間接原因
1、連采二隊對工作麵安全隱患檢查排查不細，對低采高煤層掘進片幫傷人認識不足，對巷幫檢查不細，沒有查出片幫安全隱患，導致事故發生。
2、連采二隊對本安管理現場執行不到位，遇特殊構造情況未及時采取有效的防片幫控製措施。
(三)主要原因
1、礦井對新開采12煤片幫管理經驗不足，對地質條件分析不夠，在地質條件發生變化的情況下，未及時製定針對性的專項安全措施。
2、哈拉溝煤礦對安全隱患管理反應機製不建全，工作麵發生變化未及時采取針對性措施，信息反應不及時，應急措施不到位。
3、哈拉溝煤礦對職工安全培訓教育不到位，職工安全意識不強，本安體係現場執行力差。
4、哈拉溝煤礦安全管理現場監督檢查不到位，管理人員對現場存在的片幫安全隱患沒有及時發現。
四、采取的措施及取得的效果
(一)采取的措施
1、該掘進麵立即停產整頓，對全隊員工進行安全教育。對作業01manbetx 進行重新補充和完善，細化不同地質條件下的安全技術措施，通過審批後，重新組織員工貫徹學習和考試，並嚴格貫徹執行。
2、加強區隊安全管理責任製的落實，當掘進麵出現構造，要有快速的反應機製，及時彙報礦、隊，並采取有效的安全技術措施，消除安全隱患。
3、必須強化員工安全意識，作業前要對工作場所安全狀況進行詳細檢查，確認無誤後方可作業。
4、對各崗位、各工序的危險源再辨識，詳細分析可能發生的安全事故，全麵細化各項危險源的有效控製措施。
5、加強全員安全教育和培訓，提高員工安全意識，使每位員工牢牢掌握本崗位的各項危險源及控製措施。完善檢查考核機製，提高各級管理人員安全責任，確保各項危險源控製措施現場執行到位。
6、加強班組建設，嚴格交接班製度和當班現場安全檢查，及時消除現場安全隱患，安全隱患未消除不得生產。
7、全麵抓好設備維修安全管理，嚴格按01manbetx 01manbetx 作業，嚴禁在不安全區域檢修設備。
8、提高技術管理水平，加強作業01manbetx 和安全措施的編製、審查、貫徹和執行，對作業現場可能發生的安全事故都要有詳細安全技術措施和嚴格的管理措施，及時在現場落實到位。
9、加強安全檢查、監督職能，每班每個工作麵都要有領導和安全、質量檢查人員詳細檢查工作麵安全情況，一旦發現安全隱患，立即停止作業，隱患消除後方可作業。
10、應進一步強化各級領導的安全責任，確保質量標準化動態達標，本安管理措施到位，力保礦井安全生產。
(二)取得的效果
1、經過對事故的深刻剖析，讓所有人認識到了安全工作的重要性和緊迫性，通過此次事故的發生和後續的追查、學習，提高了各級領導的安全意識，增強了員工對於安全的重視程度，完善了連采工作各個環節的安全管理辦法及各類措施，也為12煤後續生產總結了經驗，對於12煤的安全生產，起到了積極的作用。
2、通過此次事故，讓全礦對於頂板管理的重視程度又上了一個新的台階，也通過總結經驗教訓，完善了頂板管理辦法，以及如何應對相應地質條件的安全生產提供了寶貴的經驗。
五、事故經驗教訓
(一)此次事故反映出職工安全意識不強，危險源辨識不充分，沒有真正把風險評估這項工作應用到各個崗位的實際工作中。為切實提高職工安全意識，增強礦井安全風險的管控能力，需開展全方位的危險源辨識活動，每個人對自己崗位上的危險源進行全方位的辨識，按照工作任務，辨識新危險源，對其風險及其後果進行描述，評估現有措施是否安全可靠。
(二)對井下所有巷道的頂幫進行詳細排查，由生產辦和安全管理辦公室負責，進行分區域、分片排查，針對查處的問題，采取有針對性的防範措施。對作業規程中的安全技術措施再審查，再補充，再完善。對現場出現地質構造的掘進頭，應加強幫頂支護。
案例六：哈拉溝煤礦中央主運大巷54L頂板冒頂事故
一、工程概況
(一)地質條件
哈拉溝煤礦中央主運大巷54L位於22煤井田中央，該區域內上覆基岩厚50～95m，鬆散層厚5～50m，煤層厚4.9～5.7m。老頂為粉砂岩，厚10～16m,直接頂為細砂岩，厚1～2m。巷道寬5.6m，高3.8m。
表1 煤層頂底板特征表
頂底板 岩石名稱 平均(m) 岩 性 特 征
老 頂 長石中粒砂岩 14.5 灰白色，以石英長石為主，次為暗色礦物及白雲母片，分選中等，次棱角狀，泥質接觸式膠結，底部含豐富的黃鐵礦結核。
直接頂 粉砂岩 1.35 灰色，含植物葉化石及黃鐵礦薄膜，具波狀層理，底部0.20m灰白色細砂岩。
直接底 粉砂岩 2.45 深灰色，含豐富的植物葉片化石，具波狀層理，頂部有0.20m深灰色泥岩。
(二)巷道支護情況
中央主運大巷頂板采用φ16×1800mm圓鋼錨杆支護，間排距1.1×1.2m,每排4套，兩幫未支護錨杆，頂幫采用C20混凝土噴漿支護，厚度3～5cm。
二、事故經過及造成的損失
(一)事故經過
2012年10月26日下午19:00，102主井膠帶機閉鎖線動作停機，運轉隊隨即派人沿線檢查，19：30發現主運大巷54L處冒頂。冒頂部呈圓形，冒頂尺寸為6.8m×6.8m×2m(長×寬×高)。皮帶大巷左幫有供排水管路4趟，主供電電纜7根掉落(未損壞)，右幫有供水管路一趟。事故造成3架H架損壞，φ200供、排水管各1根損壞，φ150供水管2根損壞，φ300排水管1根損壞。
圖1哈拉溝煤礦中央主運大巷54L冒頂事故現場示意圖
(二)造成的損失
本次事故造成主運皮帶停機20小時。
三、事故原因分析
(一)直接原因
1、中央主運大巷支護強度不夠，服務時間較長，經過較長時間的積累，中央主運大巷54L處於十字交叉區，應力較集中，局部頂板易發生離層冒落，導致事故發生。
2、哈拉溝礦運轉隊未按要求對中央主運大巷頂板進行隱患排查，未對該處頂板進行敲幫問頂，是導致事故發生的主要原因。
(二)間接原因
1、礦井對頂板支護管理重視不夠，中央大巷的支護強度不足，是本次事故的管理原因。
2、礦井對巷道頂板現場檢查不嚴不細，是導致事故發生的重要原因。
3、礦井對井下的危險源辨識不到位。對井下巷道的頂板管理存在疏忽大意和盲目自信。
四、處理及防範措施
(一)在中央主運大巷兩邊靠近冒頂位置處打設內注式單體2排，每排2根，排距2m，分列於皮帶兩側。
(二)中央皮帶大巷冒頂處兩邊及54聯巷口，3處各打設2排鎖邊錨索φ17.8×6500mm，每排4根(上W鋼帶)，排距1.5m。
(三)拆除中央輔運巷54聯巷口空心磚牆。
(四)裝載機清除冒頂區域冒落矸石。
(五)檢修已損壞皮帶配件，恢複皮帶運行。
(六)按照頂板支護設計方案，逐步采取“錨杆+錨索+鋼帶+鋼筋網片”的支護方式補強支護冒頂段頂板，直至恢複正常。
(七)冒頂段要求施工隊編製安全技術措施，在每班施工前嚴格執行“敲幫問頂”製度，登高作業需係安全帶。
(八)礦內全麵開展巷道隱患排查，對排查出的問題及時進行補強支護。
(九)製定中央大巷補強支護方案，按方案及時對中央大巷其它地點進行補強支護。
五、事故經驗教訓
頂板管理一直是礦井管理的重中之重，管理人員必須足夠重視，發現問題及時處理。特別是對服務年限較長的中央大巷，由於施工時間較長，當時支護強度不高，由於時間的推移，極易發生冒頂，必須對中央大巷進行二次補強支護，防止再次發生冒頂事故。
案例七：石圪台煤礦72301切眼掘進冒頂事故
一、工程概況
(一)工作麵地質概況
72301工作麵位於22煤層，煤層起伏較小，正坡掘進。煤層總體趨勢為東高西低，傾角1～3°。煤厚3.0～4.4m。掘進區前2000多米煤層都存在一層夾矸，岩性為砂質泥岩，厚度為0.23～0.7m。
偽頂缺失，直接頂為灰白色砂岩、灰色泥岩，厚度0.8～5.5m；老頂厚度為15.3～25.8m，岩性為灰白色中、細粒砂岩、粉砂岩，堅硬，含裂隙水。底板為灰色泥岩，泥質膠結。上覆基岩厚度在50～100m，鬆散層厚10～40m。頂板條件見表1。
表1 煤層頂底板情況
頂板 厚度(m) 岩石名稱 岩性特征
老頂 15.3～25.8 中、粗、細粒砂岩 淺灰色、白灰色，主要成分石英、長石
直接頂 0.8～5.5 泥岩、粉砂岩 下層以泥質為主，上層石英為主，波狀層理。
直接底 0.6～2.5 泥岩、粉砂岩 灰色，以泥質為主，遇水易軟化。
(二)巷道支護參數
巷道支護材料及支護形式見表2和表3。
表2 支護材料規格表
材料名稱 規格 說明
錨杆 φ16×1800mm 端頭錨固式樹脂錨杆，錨固端長300mm，材質A3圓鋼，M16螺母，外露長度不大於50mm
錨杆托盤 120×120×10mm 方形金屬托盤
樹脂藥卷 CK23×500mm
CK35×500mm 1卷/眼
鋼帶 φ10×3500mm
φ10×4800mm 直徑10mm鋼筋鋼帶
金屬網片 2.5×10m 10#鉛絲網，網孔50×50mm
鋼筋網片 φ6×1200×5200mm 網孔150×150mm
錨索 φ15.24×8000mm 錨固端長度1500mm，外露長度150～250mm
錨索托盤 300×300×12mm 方形金屬托盤
表3 巷道支護參數表
巷道名稱 支護方式 錨杆 錨索
布置方式 間排距(m) 布置方式 間排距(m)
切眼 錨杆+鋼帶+錨索 矩形
7根/排 1.0×1.0 矩形
3根/排 2.5×2.0
(三)主要設備配套情況
工作麵主要設備配備見表4。
表4 工作麵配套機械設備明細表
序號 設 備 名 稱 規 格 型 號 單 位 數 量
1 連續采煤機 12CM27-11D 台 1
2 錨杆機 4E00-2246-WT 台 1
3 給料破碎機 MCH1030 台 1
4 梭車 10SC32-48B 台 1
5 鏟車 UN-488 台 1
二、事故發生經過
2009年2月19日早班，連采一隊檢修班22人入井，任務是延伸切眼內的皮帶、破碎機。至下午14：00時，破碎機、皮帶己經延伸到位，剩餘掛電纜、調皮帶架。14:50分時，帶班班長蔣某發現頂板掉渣且有響聲，當時判斷切眼頂板異常並立即帶領附近4人撤離到4#調車硐室以外。在人員撤離幾分鍾後切眼頂板全斷麵冒落，長度4～5m。
2月19日下午16：40分，機關礦領導、業務部門查看現場，製定了補強支護方案，並在4#調車硐室前13m處設置了柵欄。在2月20日淩晨5：50分，發現頂板異常，礦長助理高某現場指揮安排所有人員全部撤離72301切眼，隨後切眼發生二次冒頂，冒頂長度約26m左右。
冒頂區域範圍：72301切眼4#調車硐室以裏13m至機尾處，以及72301麵回風順槽向外7m正掘段。
冒頂情況：切眼冒頂長度約94m，回風順槽冒頂長度9.5m，均為全斷麵冒落，冒落高度1.5～4.0m。冒頂處原巷道高度為3.6m，其頂板以上有一層0.2m偽頂，偽頂以上依次分別為0.5m粗砂岩(孔隙率較大)、4.6m泥質細砂岩和7.4m砂質泥岩，直接頂泥質膠結，水平層理。
冒頂區域位置及設備布置情況見圖1。
圖1 冒頂區域位置及設備布置圖
三、事故原因分析
(一)煤層賦存發生變化，是本次事故發生的客觀原因。
72301工作麵切眼頂板，直接頂為砂質泥岩與粉砂岩互層，水平層理，泥質膠結，屬於典型的複合頂板，其穩定性差;二是頂板裂隙發育，滑麵多，且在錨索施工後基岩裂隙水導通，因泥質膠結軟化而進一步降低頂板強度和穩定性。
(二)因未弄清楚頂板裂隙產狀，沒有及時對裂隙處的頂板采取補強措施，是本次事故的又一個主要原因。 72301切眼4#調車硐室裏13～18m段存在一條縱向裂隙，發現後雖采取了錨索補強措施，但補強強度不夠。
(三)錨索支設未嚴格按設計要求施工，表現在間排距不均勻、部分排距大於設計要求。因此，錨索施工質量差是本次事故發生的一個重要原因。根據2月20日的安監局現場檢查，有個別錨索排距大於2.5m，且有1處少打1根錨索(抽查三根錨索，抗拉力分別是12t、13t、14t,滿足要求)。
(四)生產辦在設計72301麵切眼支護時，未充分分析該麵切眼掘進地質說明書關於煤層柱狀描述和水文資料，造成支護密度偏稀(實際錨索的間、排距2.5m×2.5m)，支護強度偏低。
(四)業務科室及區隊對錨索支護的現場管理不到位。
四、采取的措施和取得的效果
在冒頂區支護時,必須嚴格按“噴砼—木點柱—木垛—錨杆—鐵絲網—錨索”順序施工。具體分以下環節：
(一)臨時支護
1、噴砼
(1)采取兩次噴砼施工，初次噴砼厚度為50mm，間隔48小時後二次補噴，補噴砼厚度為50mm，砼標號為C25。
(2)由外向裏逐段施工，單段施工距離不得大於6m。在本段噴砼符合要求後，方可繼續下段施工。
2、打木點柱、單體
(1)木點柱用料為鬆木，點柱長度視現場量取架設。
(2)點柱支設必須升緊有力，點柱之間及點柱與頂板錨杆之間必須用8#鐵絲連接，防止倒落傷人。
(3)打設點柱必須由外向裏逐根施工，點柱間距為1.0m。
(4)單體支設要穿靴、戴帽，且要求保證初撐力。
3、打木垛
(1)用料為柳道木，道木規格150×150×1200mm。
(2)要求木垛安設必須升緊有力、刹頂嚴實，且用扒釘連接。
(3)由外向裏逐垛施工，木垛間距為1.5m。
4、錨杆架設
(1)規格為φ18×2100mm，鐵托盤規格為120×120×10mm，樹脂藥卷為CK3540。支護間排距1.0×1.0m，扭距不小於100N·m，拉力不小於5T。
(2)用煤電鑽打眼時要防止煤電鑽機械傷人。
(3)如搭設腳手架時，須保證其牢靠。在作業過程中，要求登高人員係安全帶且有人看護。
5、掛網
(1)掛設10#鐵絲網片，網片規格為1.2×10m。
(2)要求網片掛設平展有預張力，無網兜，網間搭接200mm，接茬牢固。
6、錨索支設
(1)錨索規格為φ17.8×6500mm，鐵托盤規格為300×300×12mm，樹脂藥卷為CK2350，每眼安裝3卷。錨索支護間排距為1.5×1.5m，每排外側兩根錨索均向巷道外側以75°傾斜。
(2)提高錨索預緊力，保證錨索初漲力不小於10t，抗拉力不小於13噸。
(3)在72301回順正反掘貫通後，首先對72301回順反掘巷道段進行錨索補強支護，並緊靠回順冒頂處支設5架鋼梁棚，棚距1.2m，一梁四柱結構。
(4)在切眼硐室開口處支設4根錨索，硐室內每排支設3根錨索，2米一排。
(5)在72301回順向切眼內永久支護20m後，安排出渣。
7、架鋼梁棚
(1)鋼梁為礦用11#工字鋼，長度根據現場量取，擋頭必須焊接牢固。
(2)切眼內正常段采用“鋼梁棚+單體”支護，要求用板皮和道木將棚梁與頂板刹接嚴實，單體初撐力滿足要求。
(3)每根鋼梁、單體之間及單體與頂板間，必須用8#鐵絲固定連接，以防單體卸液傾倒而傷人。
(4)在架設鋼梁時，多人抬舉和搬運鋼梁要相互配合、步調一致，嚴禁發生人身傷害及設備損壞事故。
五、事故經驗教訓
(一)在掘進過程中揭露構造、裂隙時，必須充分分析其產狀、影響範圍和程度等，並及時采取相對應的措施。
(二)生產辦及區隊要加大對錨索、錨杆、棚梁等支護的施工質量的檢查，並嚴格按公司下發的《支護材料驗收檢查標準》執行。礦井要建立頂板條件變化反饋製度，在錨索施工中，如發現頂板條件出現異常時，立即向區隊技術員反饋，及時調整支護參數或支護工藝。
案例八：石圪台煤礦71304輔運順槽冒頂潰水潰沙事故
一、工程概況
(一)工作麵地質概況
71304工作麵輔運巷冒頂處煤層總體趨勢為東高西低，傾角1～2°，煤厚5.9m，煤層結構2.5(0.5)3.4m， 巷道直接頂為12煤夾矸及12上煤層，夾矸岩性為灰白色粉砂岩厚度0.5m，12上煤層厚度2.5m；基岩厚度變化較大12.5～18.2m，岩性為灰白色中細粒砂岩，工作麵淋水較大。底板為灰色泥岩，遇水易軟化。
掘進區冒落處上覆基岩已風化，厚度預計為3～5m，鬆散層厚為20～40m，含水層厚為11～15m。
1、巷道支護材料如下：
錨 杆：φ16×1800mm， A3圓鋼，M16螺母，反麻花端頭錨固；
樹 脂：CK23×500mm， 1支；
鐵托盤：120×120×8mm，材質為A3鋼板。
2、巷道具體支護參數見表1。
表1 巷道支護參數表
序號 巷道名稱 支護方式 錨杆
布置方式 間排距
1 集中主運巷 錨杆+金屬網(行人側) 矩形5根/排 1100×1000
2 集中輔運巷
3 主運順槽 錨杆+金屬網(行人側) 矩形6根/排 1000×1000
4 輔運順槽 錨杆+金屬網(行人側) 矩形5根/排 1100×1000
5 順槽聯巷 錨杆 矩形5根/排 1000×1000
3、主要設備配套
12CM15-10D型連續采煤機，10SC32-48B型梭車，GP460/150破碎機，488型鏟車，4EOO-2250-WT型錨杆機各1台，一部1080/1000型膠帶輸送機，4台DBKJNO-6/2×18.5型風機。
二、事故發生經過
2008年11月9日7點30分，當班煤機司機馬某在71304輔運26聯前60m(距集中巷開口1265m)處操作煤機切槽，掘進7m左右時聽到頂板有空洞聲，發現頂板有磷皮掉落、淋水增大，立即退機並彙報帶班隊長郭某。經觀察發現頂板有少量流沙，帶班隊長立即向調度室彙報，7點45分調度接到通知後向礦領導彙報，8點15分礦領導到達現場，發現切槽頂板正在垮落，並伴有泥沙湧出，且間隔10分鍾左右潰沙潰水一次並逐漸變大，現場決定立即撤出工作麵所有設備至24聯巷以外，並向公司總調度室進行彙報。公司領導趕赴現場後會同礦方製定了井下封堵及井上填堵應急措施，並立即組織實施。
三、事故原因分析
71304順槽掘進23聯巷基岩厚度變化較大，掘進區冒落處上覆基岩已風化，厚度為3～5m。上覆基岩突然變薄，上覆鬆散層和含水層較厚，巷道切槽後頂板垮落，是導致事故發生的直接原因。
四、采取的措施和取得的效果
(一)設備回撤
連采機、錨杆機、鏟車、破碎機、梭車撤至22與23聯巷之間地勢較高處，截止下午2點10分，設備已回撤完畢。
(二)井下封堵措施
1、距24聯巷口以裏12m處，在膠運、輔運兩巷分別砌垛雙層沙袋，高1.8m，封堵潰沙、潰水；
2、距24聯巷口10m處，在膠運、輔運兩巷分別砌1m厚磚牆，磚牆外用沙袋加固，實現二次封堵。
(三)地表填堵措施
在冒頂區上方地表形成319m2左右橢圓狀錐形漏鬥，深度達15m，在漏鬥底部鋪3～5層鋼筋網片，在鋼筋網片上覆蓋2層鉛絲網片和尼龍布，後用沙袋和大塊矸石進行充填封堵(充填工程量約3000 m3)。
(四)地麵補充勘探及物探工作
對工作麵設計區域進行重新補勘和物探，精查頂板基岩厚度、鬆散層厚度及含水層厚度情況，根據探查結果確定71304綜采麵的布置方式。
五、事故經驗教訓
(一)對於地質資料不全或不詳的區域進行補勘，在工作麵設計前要掌握詳細地質資料，充分考慮各類影響因素對工作麵布置的影響。
(二)掘進過程中對於基岩薄的區域進行先探後掘，對於頂板基岩條件不能滿足安全生產需求時及時彙報公司相關部門。
(三)薄基岩富水區巷道在掘進過程中必須提前探放水，製定防潰水潰沙的安全技術措施，且要采取必要的防止探放水孔潰水潰沙的安全技術措施。
(四)在類似條件下掘進前編製潰水潰沙應急預案，提前做好應急材料的儲備，全員進行學習貫徹，熟悉必要的逃離路線和救災的基本技能。
案例九：烏蘭木倫煤礦2204掘進工作麵頂板事故
一、工程概況
(一)巷道地質條件
2204(現12204)位於12煤二盤區東北部膠運大巷右側，東南靠近緊鄰2202(現12202采空區)工作麵回風順槽。該掘進工作麵采用炮采工藝掘進，煤層平均厚度3.2m，巷道長度1500m，高度3.5m，寬度5m，斷麵17.5m2。工作麵回風順槽直接頂為砂質泥岩，層理、裂隙、滑麵發育，老頂為粗砂岩，泥質膠結。
2204(現12204)工作麵采用炮掘工藝，人工鐵鍬攉煤上礦車，軌道運輸煤炭。掘進巷道布置如圖1。
圖1 掘進工作麵巷道布置圖
(二)巷道支護設計
頂錨杆選用φ18×1800mm砂漿錨杆，水泥藥卷，支護設計如圖2。
圖2 支護設計圖
二、事故經過及造成的損失
(一)事故經過
1994年3月18日0點班，在2204運輸順槽掘進工作麵，13時開始安裝最頂頭的兩排錨杆。15時30分～17時30分工作麵放炮後，由詹某(班長)、郭某、武某、藺某、李某五人負責出渣。18時25分郭、武二人裝渣時，李某正要彎腰去揀大錘，突然，一塊底麵長3.7m，寬0.5～2.2m，厚0.8m的底大麵小略呈錐形的頂板突然冒落下來，壓住李某的上半身，經奮力營救脫險後李某已鼻孔出血，不省人事。當班人員將其運送到運輸大巷時，遇上趕來搶救的醫生祈某，並緊急施行人工呼吸，19時最終經搶救無效而死亡。事故位置示意見圖3。
圖3 事故位置示意圖
(二)財產損失
1、直接經濟損失
本次頂板事故造成一人死亡。善後處理費用25萬元，礦級、區隊管理人員安全罰款共計8400元，總計直接經濟損失258400元。
2、間接經濟損失
礦井停產整頓2天，影響生產2天，事故造成間接經濟損失800000元。
三、事故原因
(一)直接原因
1、李某沒等炮煙排完進入工作麵，頂板下沉變形未穩定，沒有敲幫問頂後，盲目作業是造成此次傷亡事故的主要原因。
2、放炮致使頂板產生次生裂隙，增加了頂板的不穩定性。巷道圍岩變形應力重新分布，且未進行臨時支護，二者效應疊加大大增加了頂板的不穩定性，是造成此次傷亡事故的主要原因。
3、李某安全意識淡薄，盲目作業，未觀察頂板情況，在未支護作業區域作業是造成此次傷亡事故的又一主要原因。
(二)間接原因
1、掘進隊違章作業，先出渣，後支護頂板，導致人員長時間暴露在空頂下是造成此次傷亡事故的主要主觀間接原因。
2、區隊對職工的安全教育不夠，職工的安全意識不強，管理不嚴有漏洞。
3、班長詹某責任心不強，未嚴格執行作業規程和敲幫問頂的相關規定，沒有及時製止違章作業，夥同他人違章，嚴重違反了勞動紀律是造成此次傷亡事故的主要間接原因。
四、防範措施及取得的效果
(一)防範措施
1、特殊地段(大斷麵、構造帶、頂板裂隙發育帶等)巷道要采取特殊支護措施，錨杆支護後還必須架棚支護，背板要刹緊、接頂、頂幫嚴實，架棚間要連接牢靠，保證放炮時不會崩倒。
2、掘進工作麵嚴格按照《作業規程》規定加強臨時支護。
3、嚴格落實掘進工作麵錨杆安裝檢查製度，加強頂板錨杆錨固力的抽查工作。
4、進一步加強員工安全培訓，提高業務水平及安全意識，增強防範事故的能力。
(二)取得的效果
通過此次事故，礦井吸取事故經驗教訓，加強了對員工的日常安全培訓，落實員工間《“自保、互保”責任書》的簽定。通過製定支護質量驗收管理製度，落實責任，加強日常檢查等措施，礦井從“3.9”事故後掘進麵沒有發生過一起頂板傷人事故。
五、事故經驗教訓
(一)事故教訓
本次事故是一起典型的責任事故。首先，礦級管理人員從思想上沒有高度重視安全工作，從小事抓起，防微杜漸，堅持把安全工作做實做牢。
第二要礦工要堅決杜絕違章行為，事故的發生，絕大多數都是人為因素造成的，說到底就是違章作業造成的。違章是安全的天敵，是事故的源泉。隻要我們不管在什麼時候、什麼地點都能遵章作業，規範操作，事故就會遠離我們煤礦。
第三要學習掌握好煤礦安全知識和安全技能。光有安全意識是不夠的，要做到自我保護，還要有必要的安全知識與技能，並把這些知識和技能運用到實際工作中，這樣才能真正做到“四不傷害”。
第四要把安全工作落實在現場、落實在行動中。安全有規程，操作有標準。要將《煤礦安全規程》、標準化標準、現場安全措施等規章和措施，落實到本職崗位中、落實在現場。
(二)深度反思
1、支護設計方麵
頂錨杆采用選用φ18×1800mm砂漿錨杆，水泥藥卷支護。由於在頂板有裂隙淋水的地方，水泥藥卷受淋水的侵蝕錨固效果變差，在此區域未提高支護強度。
2、組織管理方麵
在掘進工作麵遇到頂板較破碎，局部淋水大條件時，沒有引起各級管理人員的重視，未辨識出安全生隱患。
3、工人思想麻痹大意
工人習慣性違章，把違章作業視為高效工作的最佳途徑，形成了一種“視違章作業不以為恥，反以為榮”的錯誤價值觀。
案例十：寸草塔二礦22116輔運順槽頂板傷人事故
一、工程概況
(一)工作麵開采條件
工作麵位於22煤一盤區東翼，22煤回風大巷延伸段南東側，布爾台23101采空區北東側。煤厚1.8～3.2m，煤層傾角1～3°，賦存穩定。直接頂為砂質泥岩，厚度6～10m;老頂為粉砂岩，厚度10～20m；直接底為砂質泥岩厚度3.5～8.5m。
22116工作麵回采長度1671.6m，工作麵寬度320m。22116主輔運順槽設計長度1826m,規格5.4m×2.8m,連采機雙巷掘進，循環進度7m。事故發生在22116輔運順槽掘進至800m附近。
表1 煤層頂底板情況表
老 頂 粉砂岩 10～20m 灰色，以石英為主，長石次之，水平層理，平坦狀斷口，含植物化石碎片，半堅硬。
直接頂 砂質泥岩 6～10m 深灰色，平坦狀斷口，水平層理，含豐富植物化石碎片及雲母，半堅硬。
直接底 砂質泥岩 3.5～8.5m 深灰色，平坦狀斷口，水平層理，含豐富植物化石碎片及雲母，半堅硬。
(二)主要配套設備
12CM15-10B型連采機，4A00-1637-WT型錨杆機，10SC32-48B-5型梭車，PZL480/150型號破碎機各一台，具體見表2。
(三)巷道支護情況
頂板支護：采用圓鋼錨杆+鋼筋網片+錨索支護，錨杆規格為φ18×2000mm圓鋼錨杆，鋼筋網片規格為φ6.5×2700×1200mm，錨索規格φ15.24×8000mm；錨杆間排距1250×1000mm，每排5套，錨索間排距2500×2000mm，每排2套。
副幫支護：采用圓鋼錨杆+鉛絲網片支護，圓鋼錨杆規格φ16×1800mm，間排距1000×1000mm，每排3套，矩形布置；鉛絲網片45×45mm10#鍍鋅鐵線，全斷麵支護。
正幫支護：采用玻璃鋼錨杆+塑料網片支護，玻璃鋼錨杆規格φ20×2000mm，間排距1000×1000mm，每排3套，矩形布置；塑料網片40×40mm網格，全斷麵支護。
二、事故經過及造成的損失
(一)事故經過
2009年9月4日，寸草塔二礦連采二隊8點班接班時，22116主運掘進工作麵最後一排錨杆未支護，接班後，輔運順槽工作麵開始掘進。當掘進3.5米時，梭車因電纜故障無法運行，跟班隊長組織人員處理故障，其他人配合錨索隊補打錨索。待梭車故障處理後，退出梭車，支護頂板。班長王某見梭車停止運行，退出連采機，離開駕駛室，去觀察輔運工作麵頂板情況，王某觀察頂板無異常後，來到梭車停放處，叫梭車司機李某在空頂下幫助他測量剛剛完成掘進的巷道寬度，當王某在測量過程中，行走至巷道中間時，頂板中部一塊偽頂冒落，將班長王某砸傷，梭車司機李某立即組織救援，12:20將傷者護送升井送往醫院救治。
圖1 事故發生時工作麵位置圖
(二)造成的損失
本次事故造成一人重傷，當月工資總額及個人罰款累計約5萬元。
三、事故原因分析
直接原因：當班班長王某違章進入空頂區域，違反了《煤礦安全規程》(2009)第41條：“掘進工作麵嚴禁空頂作業”的規定。
間接原因：梭車司機李某“自保、互保、聯保”意識不強，未製止張某的違章作業行為，違反了《煤礦01manbetx 》(2009)第5條：“職工有權製止違章作業，拒絕違章指揮”的規定。
四、采取的防治措施及取得的效果
(一)嚴禁任何人員進入空頂區域，隻有在頂幫支護完好的情況下方可作業，空頂區域必須設置“禁止人員進入”的警示標識。
(二)在全礦範圍內開展一次“自保、互保、聯保”再教育，根據工作實際重新簽訂“自保、互保、聯保”協議，礦內製度中細化考核實施細則，確保落實到位。
(三)采掘隊結合《作業規程》和《煤礦01manbetx 》立足崗位進行一次危險源辨識活動，梳理崗位重大危險源，製定詳細的管控措施，礦監督落實。
(四)加強員工安全培訓教育，全麵提高員工安全意識，強化員工理念，充分發揮賦予員工的權利，杜絕違章指揮、違章作業。
(五)此次事故在全礦範圍內通報學習，其他區隊舉一反三，吸取事故教訓。
五、事故經驗教訓
空頂作業有危險，作業時時要謹記。在日常管理中，牢固樹立“安全第一”的思想，將自保、互保、聯保工作落實到位，作業過程中首先做到自己不違章，敢於對違章指揮說不，發現別人違章，有權製止，安全技術措施落實後，方可進行作業。
案例十一：寸草塔二礦31204回風繞道頂板傷人事故
一、工程概況
(一)工作麵開采條件
31204回風繞道工作麵位於31煤一盤區，31煤輔運大巷延伸段南西側。煤厚3.2～4.1m，煤層傾角1～3°，賦存穩定。直接頂為泥岩，平均厚度10.6m;老頂為砂質砂岩，平均厚度12.3m；直接底為細砂岩，平均厚度8m。
31204回風繞道布置在31204工作麵大巷煤柱中，為31203、31204兩個工作麵回風巷。31204回風繞道設計長度183m,斷麵5.4×3.8m,掘錨機掘進。事故發生在31204回風繞道掘進至85m附近。
表1 煤層頂底板情況表
序號 頂底板 岩石名稱 厚度(m) 岩性特征
1 老頂 砂質泥岩 12.31 砂質泥岩：灰白色，含豐富植物化石碎片，雲母碎屑，具水平層理，半堅硬。
2 直接頂 泥岩 10.6 泥岩：深灰色，含豐富植物化石碎片，雲母碎屑，具水平層理，半堅硬。
3 煤層 煤 3.2～4.08 黑色，條痕黑褐色，以暗煤為主，塊狀構造，條帶狀結構，斷口平坦及參差狀，瀝青光澤，暗淡型，半堅硬。
4 直接底 細砂岩 7.99 灰白色，石英長石為主，泥質膠結，半堅硬。局部為深灰色砂質泥岩。
(二)主要設備配套
選用山特維克MB670型掘錨機、10SC32-48B-5型梭車、LY2000/980-10型連運機各一台。
表2 工作麵主要設備技術特征表
MB670型掘錨機技術特征
采高範圍 2800mm～4600mm 生產能力 25t/min
外形尺寸 11.2m×5.0m×2.8m 總功率 510KW
滾筒直徑 1150mm 重 量 95t
滾筒長 5400mm 電 壓 1140V
運輸機寬 772mm 尾部旋轉角度 45°
輸送機長度 11000mm 廠 家 SANDVIC
10SC32-48B-5梭車技術特征
技術特征 主要參數 技術特征 主要參數
外形尺寸： 8.99×3.05×1.31m 總額定功率 88kW
電壓等級 1140V 牽引電機功率 2×26kW
輸送機寬度 1220mm 輸送機電機功率 22kW
LY2000/980-10連運機技術特征
設計長度 9.5m 總裝機功率 340KW
生產能力 1500t/h 供電電壓 1140V
輸送能力 1500t/h 破碎能力 1500t/h
物料粒度 200；300 行走速度 0-16m/min
總 重 25t 生產廠家 太原煤科院
(三)巷道支護情況
支護順序先頂後幫，由上而下。頂板采用掘錨機支護錨杆、錨索，幫部最下兩排錨杆人工支護。
頂板支護：采用螺紋鋼錨杆+鋼筋網片+錨索+π型鋼帶支護，錨杆規格為φ18×2100mm螺紋鋼錨杆，鋼筋網片規格為φ6.5×2700×1100mm，錨索規格為φ22×8000mm，π鋼帶規格為8×140×4600mm；錨杆間排距為1200/900×1000mm，每排6套，錨索間排距為1400×2000mm，每排4套,上π型鋼帶。
兩幫支護：采用螺紋鋼錨杆+鉛絲網片支護，錨杆規格為φ18×2100mm，間排距800×1000mm，每排5套，矩形布置；鉛絲網片45×45mm10#鍍鋅鐵線，全斷麵支護。
二、事故經過及造成的損失
(一)事故經過
2016年5月12日15:00，值班技術員李某組織召開班前會，班前會上安排按照地測站給定的腰線施工31204回風繞道，值班隊幹及跟班隊長在班前會上強調了各項安全注意事項。15:45跟班隊長李某帶班入井，22:15一部皮帶停止運轉，帶班隊長李某出去巡查一部皮帶停機原因，22:28皮帶故障排除，22:31李某往工作麵走的路上，皮帶保護停止運轉，喊話器上說工作麵頂板離層，將支護工王某手指砸傷。經查明工作麵已支護完3米，錨杆機司機李某和王某共同將網片放置在掘錨機臨時支撐大架上，行走掘錨機準備支護第4米。王某在連接縱向網片時，頂板無任何征兆突然發生離層(2×1×0.05m)，將正在連網的王某右手食指從第二關節處砸傷。隨即跟班隊長李某彙報調度室和掘錨二隊，23:20掘錨二隊將傷者王某接送至地麵，送往包頭市第一附屬醫院治療。
(二)造成的損失
本次事故造成一人受傷，共計處罰200933元，其中個人處罰20224元，連采二隊集體處罰180709元。
三、事故原因分析
㈠ 直接原因
1、王某現場危險源辨識不清,未執行敲幫問頂製度,安全意識不強，上坡掘進穿層巷道在已有頂板離層發生的情況下,冒失作業。對頂板離層觀測不到位，對發生離層征兆沒有預判，是造成此次事故的主要原因。
2、王某未按照《作業規程》規定順序作業,應先支護錨杆再連網,而是違章進入空頂連網是造成事故的直接原因。
㈡ 間接原因
1、掘錨二隊安全管理不到位，對錨杆支護、上網片、連網的工藝執行落實不到位。班前會風險評估和危險源辨識針對性不強。
2、掘錨二隊安全培訓不到位，員工自保互保意識不強，在頂板不穩定且有離層現象的情況下，支護工也沒有相互提醒處理隱患，也是造成此次事故的間接原因。
四、采取的防治措施及取得的效果
(一)組織全員開展一次安全知識再培訓，重點對非常規作業、非常規作業項目的單元、可能產生的危害、工具儀器的使用方法、作業風險及防範措施和安全知識及救護方法等進行學習，結合典型案例對這次事故進行全麵剖析，吸取教訓，提高員工安全意識。重點抓好現場作業人員的安全監控，杜絕違章作業。
(二)作業區域環境、條件、空間等發生變化時，要重點針對變化條件進行班前會安全重點強調，使用合格的工器具、佩帶個人防護用品。員工個人要做到崗前操作“六思而行”,即：做本項工作有什麼風險？不知道不去做；是否具備做此項工作的技能？不具備不去做；做本項工作環境是否安全？不安全不去做；做本項工作是否有合適的工具？不合適的不去做；做本項工作是否佩帶合適的防護用品？沒有不去做；做本項工作是否知道工作標準及安全技術措施？不知道不去做。
(三) 加強班前會危險源辨識和現場風險評估，認真組織各崗位工重新對本崗位危險源進行全麵辨識，將危險源辨識常態化，重點對特殊作業項目進行危險源辨識，確保工作過程中將各項管控措施落實到位。
(四)對《作業規程》、《01manbetx 》、《標準作業流程》進行細致梳理，對描述不詳不細的部分進行補充完善，做到上標準崗、幹標準活。
(五)認真填寫各種記錄，每班將重點作業內容及安全注意事項向下一班交代清楚，達到記錄規範化、作業標準化。
(六)掘進支護頂網使用全斷麵網片,從源頭杜絕在空頂下連網。
(七)臨時支撐板麵上好網片後，行走掘錨機到合適位置，用專用工具將網片扶正，然後再打錨杆，錨杆施工完畢以後再連網，從源頭上杜絕磕手碰腳。
(八)給掘錨機鑽架上或者臨時支撐大架上安裝前探梁，有鱗皮活石冒落、頂板離層等現象發生，起到支護緩衝的作用。
五、事故經驗教訓
日常管理過程中，要把習慣性違章的管控作為重點。利用危險源辨識、井下行為觀察找到不規範行為，製定針對性的措施，並在作業規程、操作過程、危險源管控表中進行完善，通過培訓學習和監督檢查落實到位。
第二部分 綜采麵回采篇
案例一：大柳塔煤礦22404綜采麵“4.12”颶風事故
一、工程概況
22404綜采工作麵位於大井2-2煤四盤區，工作麵埋深95～120m，煤層平均厚度4.7m，工作麵長度219.4m。初采時頂板沒有采取強製放頂措施。
圖1 大柳塔井22404綜采工作麵示意圖
工作麵直接底為泥岩，老底為細粒砂岩，直接頂為粉砂岩，老頂為細粒砂岩。22404綜采工作麵頂底板情況如表1所示。
表1 22404綜采工作麵煤層頂底板情況表
頂底板 岩石名稱 厚度(m) 岩性特征
老頂 細粒砂岩 >8 細粒長石石英砂岩：淺灰色，見小型交錯層理，夾粉砂岩薄層，見少量植物化石碎片，泥質膠結。
直接頂 粉砂岩 4.7 灰色，波狀層理，夾煤線。
直接底 泥岩 1.1 深灰色，水平層理，見小型滑動構造，破碎。
老底 細粒砂岩 12 細粒長石石英砂岩：灰白色，塊狀層理，粒度均勻，泥質膠結，與下伏岩層衝刷接觸。
二、事故經過及造成的損失
2002年4月份，22404綜采麵開始回采沒有采取強製放頂措施。2002年4月12日四點班，由於工作麵工程質量差，本班接班後正常生產調整工作麵，此時工作麵推進了約50m。17時50分采煤機返刀掃頂，行走至65#支架時，支架後采空區頂板大麵積突然垮落，形成巨大的空氣衝擊波，將正在65#支架前的采煤機司機魏某推倒，導致其頭部受傷，經搶救無效死亡。
三、事故原因分析
(一)直接原因
魏某自保意識和危害辨識能力差，老頂來壓期間個體防護不到位，安全帽未係帽帶，衝擊波將其吹倒時，頭部直接撞在66#支架底座棱角上。
(二)間接原因
1、現場頂板管理不到位，老頂來壓期間的安全防範措施落實不到位。
2、未采取強製放頂措施，對於老頂來壓的預控措施缺乏科學性。
四、采取的防治措施及取得的效果
認真吸取本次事故教訓，綜采工作麵初采期間采取超深孔爆破強製放頂技術，加強了綜采工作麵初采期間的頂板管理。
(一)采取超深孔爆破強製放頂技術
該技術的核心是長短炮眼搭配分組布置，增設加強眼和采用PVC管裝藥新工藝，下麵作簡要說明。
1、長短炮眼搭配分組布置
以活雞兔井12312工作麵強製放頂為例，對炮眼布置進行說明，如圖2所示。炮眼仰角設計為30°，炮眼布置采用長短炮眼搭配分組“一”字形的布置方式，每組內設3個炮眼，炮眼間距7～10m。各炮眼的水平投影均在同一直線上，炮眼中心線距切眼中心線1m，根據12312工作麵頂板關鍵層位置，確定炮眼長度分別為32m、28m和24m。
2、增設加強眼，確保放頂效果
在厚度大、完整性好、比較堅硬的頂板條件下，需要在上述炮眼布置的基礎上每隔一組增設1個加強眼，以確保頂板的爆破效果，加強眼與每組炮眼中的最長炮眼的技術參數相同，將單孔變為雙孔，孔間距1m，加強眼一般布置在切眼兩端和中部。
區域1放大圖 區域2放大圖
圖2 活雞兔井12312工作麵強製放頂炮眼布置圖
3、采用PVC管裝藥新工藝
PVC炸藥管製作工藝：將φ75mm的PVC管截成2m長，並在管子一頭用PVC膠粘上管接頭。用導爆索將所有PVC管穿起來，並留夠導爆索外露長度。將已穿好導爆索的管子順序折疊捆綁起來，將每組管子的一頭管口用封口紙卷堵塞。再將PVC管豎起來，把有封口紙卷堵住的一頭朝下，向管內裝藥，每米PVC管裝藥3.6kg，裝藥係數為0.7，采用水膠炸藥，裝滿後用封口紙卷封住。
炮眼裝藥工藝：往炮眼內裝藥時，將製作好的PVC炸藥管和PVC炮泥管用工程車運到井下放炮地點，然後人工將其一節一節地按順序對接起來裝入炮眼內，最後進行封孔。PVC管裝藥示意圖如圖3所示。
圖3 強製放頂炮眼的PVC管裝藥新工藝示意圖
綜采工作麵初采采用超深孔爆破強製放頂技術後，頂板得到充分破壞，取得了良好的放頂效果，消除了初采期間大麵積懸頂產生颶風傷人的安全隱患。
(二)嚴格執行綜采麵初采頂板管理技術措施
為確保綜采麵初采期間的作業安全，綜采麵采取超深孔爆破強製放頂後，還應嚴格落實以下頂板管理措施：
1、工作麵運、回順正幫提前用噴漆標明推進距離，以便準確預測掌握初次來壓。
2、初次來壓前，工作麵及兩順槽暫時不要懸掛太多的標識牌板，以防來壓時的颶風使牌板亂飛傷人。
3、初次來壓前工作麵兩頭順槽聯巷暫不施工密閉牆，增加頂板垮落時的颶風排泄通道，降低工作麵颶風強度。
4、初次來壓前，工作麵附近的其他工程都暫停作業，減少人員。
5、初采期間無關人員嚴禁進入工作麵。
6、初采期間工作麵全體作業人員必須佩戴頭盔。
7、加強工作麵支架管理，保證頂底板平整，支架架形及支撐狀態良好，前梁接頂嚴密，初撐力達到252bar。
(三)準確判斷綜采麵初次來壓，確保安全隱患消除
綜采麵初采階段頂板大麵積垮落的颶風安全隱患是否徹底消除，必須在準確判斷初次來壓發生後方可確定，判斷初次來壓的標準有2個。
1、通過工作麵礦壓顯現(如架前漏矸、工作麵煤壁片幫、支架壓力急劇升高、安全閥泄液等)，來判斷工作麵是否來壓。
2、通過地表是否產生明顯塌陷裂縫來判斷。
以上兩個標準必須同時具備，才能斷定綜采麵初次來壓已經發生，才能確定初次來壓颶風傷人的安全隱患已經消除。
五、事故經驗教訓
(一)綜采工作麵初采期間必須采取強製放頂措施。
(二)初采期間必須製定專項的安全技術措施並嚴格落實。
(三)嚴格落實跟班製度，管理人員對安全隱患進行排查，並及時采取措施處理。
(四)個人防護用品必須到位，杜絕違章作業。
案例二：大柳塔煤礦52304綜采麵末采冒頂事故
一、工程概況
(一)工作麵概況
工作麵推進長度4547m，工作麵長度301m，煤厚6.6～7.3m，平均6.9m。末采200m範圍，煤層埋深254～275m。
(二)頂底板情況
52304工作麵頂底板情況如表1所示。
表1 煤層頂底板情況表
頂、底板名稱 岩石名稱 厚度/m 岩 性 特 征
老 頂 粉砂岩 5.2～28.3 灰色，含完整植物化石，波狀層理。
直接頂 粉砂岩 0～1.9 灰色，含植物化石，波狀層理，泥質膠結。
偽 頂 泥岩 0～0.25 灰色、灰褐色，水平層理發育。
直接底 粉砂岩 0.8～5.6 灰色，泥質膠結，水平層理發育，局部有泥岩、細砂岩薄層發育。
(三)工作麵設備配套情況
支架：鄭煤ZY16800/32/70D液壓支架，支護高度3.2～7m，工作阻力16800kN
煤 機：JOY-7LS8，采高3.5～7m
刮板運輸機：DBT—3×1600kw
轉載機：DBT 700kw
破碎機：DBT 700kw
(四)工作麵礦壓情況
初次來壓：步距為73.3m。
周期來壓：最小步距12.8m，最大步距27.2m，平均來壓步距18.5m。
二、事故經過及造成的損失
(一)事故經過
2013年3月7日4:30分，52304綜采工作麵推進至距離回撤通道17m，支架增阻明顯，但頂板整體完好，工作麵平均采高5.9m，具備掛網條件，開始停機掛網。由於掛網過程及隨後的割煤過程中受到較多影響，至3月9日18:00點，工作麵共割煤2刀60架，因工作麵壓力大和推進速度慢，造成了38～108#架支架活柱行程下降了約1.5m，煤機無法通過。工作麵壓死及冒頂經過如表1所示，壓死後支架活柱下縮量如表2所示，平衡油缸活塞杆伸出量如表3所示。
表2 52304工作麵支架壓死及冒頂經過
日期 時間 工作麵情況
3月7日 4：30 工作麵頂板整體完好，支架增阻明顯，平均采高5.9m，具備掛網條件，決定停機掛網
4：30～10:30 工作麵打錨索，打錨索過程中30～40#支架有輕微漏矸，漏矸高度0.5m
10:30～13：30 上鋼絲繩、拉緊鋼絲繩到位
13：30～15：30 運輸柔性網到位
15：30～0:00 組織展網、起吊、聯網。50～110架活柱下沉量約300mm。
3月8日 0:00～3:30 聯網，掛第1、2道鋼絲繩
3:30～5:00 正常組織生產，煤機向機尾掃底刀，由機頭行駛到機尾位置，工作麵30～45#、100～120#支架有漏矸，漏矸高度約5m，端麵距約2m
5:00～9:00 由於矸石冒落到柔性網上形成網兜，拉架困難，煤機行走緩慢，煤機由機尾行至40架向機頭位置
9:00～10:00 30～35#架有矸石落在網片上，導致網片無法提升到位，用導鏈起吊未進到頂梁上的鋼絲繩，同時處理網兜內的矸石，此時50～110架活柱下沉量約800mm
10:00～10:30 煤機由40架行走到機頭位置，然後由機頭返回，行駛至向機尾45架位置
10:30～15:00 繼續用導鏈起吊未進到頂梁上的鋼絲繩，同時處理網兜內的矸石。14:00～15:00，由於40～50#溜子推不出去，煤機無法通過，氣割割掉煤機機身上的工具箱
15:00～22：00 繼續組織生產，由於支架活柱不斷下沉，煤機行走困難，有刮卡護幫板現象，22:00時煤機行走至機尾位置。50～110架活柱下沉量約1000mm。
22：00～0：00 煤機停在機尾位置，氣割煤機左側調高油缸護罩和右側調高油缸護罩的外層護罩
3月9日 0：00～6:00 繼續氣割煤機左側調高油缸護罩和右側調高油缸護罩的外層護罩，右側油缸內層護罩未拆掉
6:00～9:00 拆卸調高油缸護罩完畢，繼續生產，煤機行駛至110架向機頭位置
9:00～9:30 交接班，煤機在105架向機頭位置。開始生產行走至100#架時，右搖臂內層調高油缸護板發生刮卡移動，擠壞2根煤機搖臂升降油管，無法生產
9:30～15:25 組織更換油管，由於護罩變形擠死閥組，無法更換，決定割掉右側調高油缸內層護罩，然後對油管進行更換。更換油管停機時間長達6小時，70～90架采高約4.3m，支架活柱行程下將約1.5m左右
15:25～16:30 油管更換完畢，開機生產。煤機行至88架，護幫板刮卡嚴重，無法通過
16:30～18:00 決定對采高低的88～50架區域進行起底放炮，同時煤機繼續向機尾返回，返回過程中煤機電纜與柔性網發生刮卡，進行處理。截止到18:00時，工作麵38～108架支架活柱行程下降了約1.5m，煤機無法通過
表3 工作麵支架壓死時活柱下縮量統計表
支架範圍 1～30# 31～60# 61～90# 91～120# 121～151#
平均活柱下縮量(mm) 300 1500 1600 1500 400
表4工作麵支架平衡油缸活塞杆伸出量統計表
日期 3月16日 3月17日 3月18日 3月19日 3月20日 3月21日
支架範圍 44～59 43～50、85～117 43～50、85～117 85～117 96～116 100～116
平均伸出量/mm
(極限值為680) 670 650 650 670 670 670
最大伸出量/mm
(極限值為680) 680 680 680 680 680 680
(二)支架壓死後逐步發生冒頂的過程
3月7日，30～40#支架有輕微漏矸，冒高約0.5m，端麵距1m，工作麵30～130#支架立柱平均壓力為430bar左右。
3月8日，30～45#、100～120#支架有漏矸，冒高約5m，端麵距約2m，工作麵30～130#支架立柱平均壓力為440bar左右。
3月9日至11日，工作麵未推進。工作麵30～45#、100～124#支架有漏矸，30～45#支架冒高約5m，端麵距約2.5m。100～124#支架冒高約4m，端麵距約2m，工作麵30～130#支架立柱平均壓力為410bar左右。
3月12日，40～60#支架、100～120#支架漏矸較嚴重，冒高約5m，端麵距3m，工作麵整體壓力較大，30～130#支架立柱平均壓力為410bar左右。
3月13日至16日，工作麵未推進。漏矸嚴重的區域集中在40～60#支架、100～120#支架，冒高約7m，端麵距約3m，工作麵70～120#支架立柱平均壓力為420bar左右，其他區域壓力在300bar以下。
3月17日，工作麵40～65架冒頂嚴重，冒高約10m，端麵距約3m，工作麵無壓力。
3月18日，工作麵40～65架冒頂嚴重，冒高約10m，端麵距約3m，工作麵無壓力。
3月19～20日，工作麵100～120架漏矸嚴重，冒高約7m，端麵距約3m，工作麵無壓力。
3月21～22日，工作麵65～75架、90～97架、106～115架漏矸較嚴重，工作麵整體切頂，冒高約5m，端麵距約2.5m，工作麵無壓力。
3月23日後，工作麵漏矸全部控製住。
三、事故原因分析
(一)直接原因
1、末采貫通期間工作麵礦壓顯現強烈，末采200m範圍，煤層埋深明顯增大，達到254～275m，工作麵周期來壓壓力大，中部30～110#支架來壓期間平均壓力達到450bar以上。
2、工程質量調整存在問題，由於煤機司機未掌握好底刀，貫通前工作麵底板未割平，30～60#架抬刀幅度大，頂煤留設少，支架支護效果差，造成頂板漏矸，工作麵來壓過程中漏矸逐步擴大，導致冒頂。
3、貫通期間，接連出現了設備故障影響，包括馬蒂爾折返滾筒損壞、運輸機飄鏈、運輸機機尾伸縮油缸損壞，運輸機壓死等故障，影響了工作麵正常推進，造成冒頂的進一步擴大。此套設備累計過煤量達到1120萬噸，設備狀態差。同時，設備日常維護不到位，貫通前檢修工作不到位。
(二)間接原因
1、貫通前，隻組織到100個卸載值為470bar的立柱安全閥。僅將30～120#架各架更換1個安全閥，導致來壓時，支架活柱下縮嚴重。
2、貫通前，僅將煤機頂蓋板拆掉，未將煤機調高油缸護罩、工具箱等設備全部拆除幹淨。導致割煤過程中煤機刮卡網片及支架護幫板，影響了工作麵推進速度，導致活柱下縮量逐漸增大。
3、掛第一根鋼絲繩時，打錨索長度為4m，長度較短，並且錨索未用托盤緊固，冒頂過程中錨索脫落，鋼絲繩未能進入到支架頂梁，頂板矸石落在柔性網上，形成網兜，停機處理減緩了工作麵推進速度，同時造成頂板冒落範圍不斷擴大。
4、工作麵許多地段拉架時，頂板矸石落在柔性網上，形成網兜，影響了拉架和煤機通過，停機處理時間長，工作麵推進速度慢，造成活柱下縮量不斷增大。
5、煤機機身高，JOY-7LS8采煤機，在未拆卸頂蓋板之前機身高度為3.7m，將頂蓋板、搖臂調高油缸護罩全部拆除後，機身高度為3.35m。機身高度過高也是造成壓死支架的一個客觀原因。
6、貫通前，提前降低了采高，距離回撤通道20m時，工作麵開始降采高，由6.2m采高降到5.9m。
7、工程質量調整差，30～60#架抬刀幅度大，運輸機推不出去，煤機通過困難響了工作麵推進速度。
8、拆卸掉支架護幫板後，失去了護幫板對於頂板冒落矸石的支護作用，導致冒頂擴大。
9、冒頂發生前期，拉架人員多，操作方法不正確，對頂板擾動大，一定程度上造成了冒頂範圍的擴大。
四、采取的防治措施及取得的效果
(一)采取的防治措施
1、注馬麗散加固煤柱
注馬麗散作業主要分為三個階段進行，第一階段主要是加固8m範圍的煤柱，注射時間為3月10日至12日。第二階段加固13m範圍的煤柱，並且對2、3、4、5貫通調節巷兩幫的煤柱進行加固，注射時間為3月13日至18日。第三階段主要加固煤柱及上方頂板，注射時間為3月19日至22日。注馬麗散鑽孔布置圖如圖2所示。注馬麗散鑽孔設計見表1所示。馬麗散注射統計圖如圖3所示。
圖1注馬麗散鑽孔布置圖
2、割煤工藝調整
(1)工作麵冒頂期間，割煤的總體原則是，盡量使生產期間冒落的矸石落在煤機機頭滾筒側，避免落在機尾滾筒側，防止煤機破碎機前堵大塊影響工作麵正常推進。
(2)煤機由機尾向機頭割煤方法
由機尾向機頭割煤時，由於大部分區域超前支架已經拉出，煤機兩個滾筒隻掃底刀，在85～95#架未割頂煤的地段，前滾筒掃頂刀，後滾筒掃底刀。割完此區域後，煤機向機尾方向退到95#架，然後集中拉出85～95#架支架。之後煤機繼續向機頭行走。30#支架向機頭區域割頂刀，並跟機拉架，機頭割通後，煤機直接返回向機尾割煤。煤機向機頭割煤過程中，隻推出120#架向機尾的運輸機，其餘地段不推溜。割煤工藝示意圖如圖2所示。
圖2 煤機由機尾向機頭割煤方法示意圖
3、煤機由機頭向機尾割煤方法
煤機由機頭向機尾割煤時，掃頂掃底，正常推溜，推溜後將能拉超前的支架全部拉出，煤機由120#架直接入窩，吃三角煤。
(二)取得效果
1、在注馬麗散加固的區域，推進過程中煤柱穩定性良好，未出現顯著的片幫。在距離回撤通道8m時，頂板漏矸得到全部控製，支架全部鑽入煤體內。
2、采煤工藝調整後，工作麵大塊得到一定程度的控製，減少了矸石在煤機機尾側滾筒的冒落，大大縮短了放炮處理大塊的時間。拉架措施的執行，有效地控製了梁端距，提高了頂板的支護效果。
五、事故經驗教訓
(一)管理方麵
1、大采高工作麵貫通前，礦內必須高度重視，並且針對綜采隊人員配置情況，提前對參與貫通的人員進行調整，組織精幹力量參加工作麵貫通工作。
2、綜采隊要嚴格落實礦內關於掛網工作的各項工作安排，並且傳達給每一位員工。
3、加強員工的技能培養，掛網期間安排有經驗的崗位工操作。
4、提升區隊全局把握工作的能力，提升隊幹部業務能力。
5、隊幹部之間加強協調和溝通，安排工作時，必須統一思想。
(二)工程質量方麵
1、貫通時，必須安排老司機進行操作，保證工程質量。
2、準確掌握工作麵頂底煤情況，距離回撤通道提前50m將工作麵調整平直，工作麵整體推進度一致。
3、掛網之前嚴禁提前降低采高。
4、貫通期間嚴格掌握好抬落刀幅度，每刀抬臥刀量不得超過100mm，抬落一刀平一刀，杜絕出現大起大落現象。
5、拉架時，頂板好的狀態下，及時跟機拉架。高冒區不得跟機拉架，必須等煤機過去後，根據頂板情況再集中拉架，拉架時最多兩人拉架，嚴禁隨意動架。
6、確保支架良好的架型，在頂板冒落地段，在拉架時要收平衡油缸，使頂梁狀態基本保持一致，支架拉出後關閉自動補液按鈕。
(三)設備方麵
1、52304工作麵采用工作阻力為16800kN的支架，選取工作阻力更大的液壓支架。
2、建議增強柔性網的強度，將600×400kN/m2的增加為800×800kN/m2，建議將掛網時掛的幾道鋼絲繩直接編入到柔性網內。
3、加強設備的日常檢修和維護，保證設備在貫通前狀態良好，運行正常。
4、貫通前，必須將需要更換的立柱安全閥全部更換到位。
5、貫通前，將煤機機身上多餘的部件一次性拆卸完畢。
6、貫通前，對工作麵所有設備進行徹底檢查和檢修，有問題的設備提前進行更換。
7、煤機無法通過時，對於采取拆卸護幫板增加高度的方法，采用時一定要慎重，必須考慮到拆卸掉護幫板後對冒頂控製的影響。
(四)技術方麵
1、認真做好礦壓觀測，掌握好來壓步距，根據工作麵壓力情況，可以調整掛網位置，確保掛網期間工作麵沒有壓力。
2、貫通期間工作麵礦壓顯現強烈時，必須予以高度重視並及時采取措施，一切以保證工作麵快速推進為重點，防止因停機時間長或者工作麵推進速度慢，造成各種問題的出現。
3、每個圓班探一次工作麵底煤，隨時掌握好工作麵頂底煤情況。
4、此次貫通期間，由於支架活柱下降幅度大，架型變化較大，再加上放炮的影響，工作麵支架的架號牌和貫通提示牌，很多損壞或丟失。同時，由於回撤通道內作業人員多，貫通標識杆也多有毀壞，在今後貫通過程中，要將這些提示牌在顯眼位置固定牢靠，發現丟失及時補齊，回撤通道內標識杆要放置牢靠，安排專人負責檢查。
5、增加回撤通道與回撤輔巷間的煤柱尺寸，由現在的20m增加到30m。
案例三：大柳塔煤礦52307綜采麵老頂垮落推出支架擠壞煤機搖臂事故
一、工程概況
52307綜采工作麵推進長度4462.6m，工作麵長度301m，煤厚7.1～7.4m，上覆基岩厚度為135～165m。
(一)煤層情況
工作麵煤厚7.1～7.4m，平均7.2m。煤層底部發育1～2層夾矸，夾矸厚度約0.05～0.15m，岩性為泥岩。工作麵煤層整體呈寬緩坡狀構造，底板標高為987.8～1025.5m，最大相對高差為37.8m。工作麵煤層特征表如表1所示。
表1 煤層特征表
煤層厚度(m) 7.2 結構 簡單 傾角 1～3°
煤層情況 工作麵煤厚7.1～7.4m，平均7.2m，宏觀煤岩類型以半暗型、半亮型煤為主，夾部分亮煤及暗煤。煤層底部發育1～2層夾矸，夾矸厚度約0.05～0.15m，岩性為泥岩。工作麵煤層整體呈寬緩坡狀構造，底板標高為987.8～1025.5m，最大相對高差為37.8m。
(二)煤層頂底板情況
52307綜采工作麵煤層頂底板情況如表2所示。
表2 52307綜采工作麵煤層頂底板情況表
頂底板 岩石名稱 厚度(m) 岩性特征
老頂 細砂岩 2.9～21.8 灰白色，分選中等，磨圓度好，成分以石英為主，泥質膠結，波狀層理。
直接頂 粉砂岩 0～2.8 灰色，微波狀層理，泥質膠結，富含植物化石。
偽頂 泥岩 0～0.25 灰色、灰褐色，水平層理發育。
直接底 粉砂岩 1.7～5.2 灰色，泥質膠結，水平層理發育，局部有泥岩、粗砂岩薄層發育。
(三)工作麵設備配套情況
52307綜采工作麵設備配備情況見表3所示。
表3 52307綜采工作麵設備配備情況
序號 設備名稱 規格型號 序號 設備名稱 規格型號
1 采煤機 EKF SL1000-6698 5 刮板輸送機 3×1600KW
2 中部支架 ZY18000/32/70D 6 轉載機 700/350KW
3 端頭支架 ZYT18000/28/55D 7 破碎機 700/350KW
4 過渡支架 ZYG18000/32/70D
(四)工作麵礦壓情況
通過對52307綜采工作麵礦壓數據的收集統計，得到52307工作麵礦壓顯現主要規律如下：
(1)工作麵周期來壓步距20～30m，平均來壓步距25m，具體見下表。
表4 工作麵推進至3105～3244m和3285～3415m期間來壓步距統計表
周期來壓起始位置/m 3107～3130 3130～3156 3156～3185 3185～3205 3205～3225
來壓步距/m 23 26 29 20 20
周期來壓起始位置 3286～3315 3315～3345 3345～3372 3372～3393 —
來壓步距/m 29 30 27 21 —
平均來壓步距 25m
(2)工作麵周期來壓時壓力值在450bar左右，局部壓力顯現強烈區域壓力值達到470bar。其中來壓持續段長度5.6～8m，安全閥開啟率30%，工作麵活柱下縮量300mm左右，兩順槽頂板無離層和下沉等情況。
(3)工作麵推進至3280m後，工作麵周期來壓的同步性較差，整體上呈現前半部和後半部兩段交替來壓的特點。其中前半部壓力集中在25～80#架區域，後半部壓力集中在60～135#架區域。
(4)工作麵推進至3010m之後，平均來壓步距約25m，較之前的來壓步距明顯增大。在之前工作麵推進至2600～2850m區域時，平均來壓步距15.5；推進至2850m至3010m區域時，平均來壓步距19.7m。分析引起周期來壓步距增大的主要原因是工作麵的推進速度加快和埋深逐步增大。
(5)工作麵最近一次的來壓位置為距切眼3393m處，來壓持續了9m，壓力甩過後至目前停機位置(距切眼3415m)，工作麵呈現無壓狀態。
圖1 工作麵礦壓數據分布圖
二、事故經過及造成的損失
2017年3月28日，大柳塔煤礦7.0m采高52307工作麵推進至3413m處，采煤機停在130～140#支架正常停機檢修，液壓支架壓力數據為260～310bar。12:10分工作麵133～145#支架采空區老頂垮落，將133～145#支架推出，將運輸機及采煤機推出擠在煤幫上。12:20跟班隊幹彙報礦調度指揮中心，啟動故障搶修預案。12:45經現場診斷，發現采煤機左搖臂耳座托架變形，左行星減速機構外齒圈斷裂、行星頭浮動密封損壞，右搖臂行星減速機構內部軸承損壞，現場無法修複，確定更換左、右搖臂。工作麵推出液壓支架位置如附圖2所示。
圖2 52307工作麵老頂垮落推出支架的位置示意圖
23:00左、右搖臂更換完畢，開始試生產，3月29日0:00正式恢複生產，影響生產10小時，直接經濟損失超過500萬元。
三、事故原因分析
(一)工作麵回采速度加快，周期來壓步距變大。自2017年3月15日開始52307綜采麵調整為主采，工作麵周期來壓步距逐漸增加，頂板懸垮距離變大。
(二)由於工作麵回風順槽頂板支護作用及順槽煤柱支撐作用，造成工作麵機尾三角區域老頂在工作麵周期來壓時未及時垮落，老頂形成大塊結構。
(三)52307工作麵在133～145#支架上覆老頂形成大塊結構後，整塊結構整體失穩、下沉，作用於支架掩護梁，對支架掩護梁施加一個向前的分力，推動支架前移，將采煤機擠在煤壁上，損壞采煤機搖臂。
52307工作麵支架推出機理示意圖如圖3和圖4所示。
圖3 老頂大麵積突然垮落前頂板結構
圖4 老頂大麵積突然垮落後頂板結構
(四)52307工作麵平均采高6.8m，上覆直接頂最厚為2.8m。直接頂緊跟工作麵垮落後，最大充填高度4.5m(碎脹係數1.6)，垮落矸石無法完全充填支架後冒落空間，導致支架後垮落矸石與老頂間存在較大間隙，無法對老頂垮落形成支撐和緩衝作用，使老頂垮落直接作用於支架掩護梁，導致支架被推出。
四、采取的防治措施及取得的效果
(一)提前對工作麵兩端頭三角區頂板實施高壓水預裂。在工作麵兩端頭區域上覆頂板采用高壓水預裂技術提前弱化老頂，預裂鑽孔深度一般為30m，在需要施工的區域沿順槽方向每15～20m預裂一次。
(二)兩順槽嚴格執行退錨措施。兩順槽端頭架頂梁前端4m範圍提前實施退錨，切斷端頭三角區域易形成懸頂的條件。
(三)盡量保證工作麵勻速推進。避免推進速度過快或者過慢，造成老頂周期來壓不規律，更容易形成架後懸頂。
(四)工作麵采高嚴禁超過6.9m。7m采高液壓支架的最大升起高度為7m，為了確保支架接頂支護效果良好，工作麵采高嚴禁超過6.9m。
(五)加強工作麵支架管理。保證支架架形及支撐狀態良好，前梁接頂嚴密，初撐力達到252bar，護幫板到位。有懸頂的區域安排專人檢查，二次補升初撐力到位。嚴格執行頂板管理“五到位”製度，即護幫板到位、初撐力到位、伸縮梁到位、跟機拉架到位、超前拉架到位。
(六)加強工程質量管理。保證工作麵工程質量，保持頂底板平整，控製好煤機抬落刀幅度，尤其嚴禁采煤機連續臥刀，避免造成工作麵底板連續下坡給支架推出創造條件。
(七)統計好礦壓數據，采煤技術員及時對礦壓進行分析，準確掌握來壓規律，預測來壓前及時告知。
五、事故經驗教訓
分析采煤機搖臂損壞事故原因，吸取教訓，製定了專項的防範措施。
(一)生產期間安全防範措施
1、工作麵有懸頂時，禁止任何人到架前作業，禁止在架縫間停留或坐在架間液管上休息。
2、懸頂區域支架工拉架應滯後底滾筒拉架，預防懸頂垮落推出煤機損壞采煤機。
3、更換架前安全立銷，觀察無懸頂時方可更換，必須有專人監護，保證護幫板支護到位，初撐力到位，關閉本架鄰架閉鎖及進液截止閥。
4、生產過程中馬蒂爾司機、機頭工係好保險帶，防範老頂垮落颶風衝擊。
5、機頭吃三角煤或推移機頭機尾時，專人監護禁止人員通過；馬蒂爾司機和機頭工監護好通過運輸順槽過往的人員。通過時要迅速，發現有耳鳴或耳膜壓迫感時立即蹲下並抓住身邊固定可靠物體。
6、拉超前支架必須拉好過渡架，便於人員通過，防止液管與大柱距離過近人員通過時支架突然推出，夾傷行人。
7、加強員工的教育培訓，確保每一位員工熟悉采空區老頂垮落的危害及防範措施。
(二)檢修作業期間安全防範措施
1、機頭機尾30架範圍內，禁止采煤機停機檢修，應該在端頭30架範圍外的三無地帶且采空區無懸頂處停機檢修。
2、檢修采煤機區域禁止其他崗位平行作業，檢修煤機區域護幫板、初撐力、伸縮梁必須到位。檢修煤機滾筒時必須做二次防護。
3、檢修時三角煤不要割透，割出機窩就行。
4、懸頂檢修時，初撐力必須升緊達到252bar以上，護幫板必須打到位，嚴禁登高作業。
5、懸頂區域禁止降架檢修檢修支架。
6、在端頭檢修三機時登高作業必須係安全帶，並且專人監護。
7、檢修期間人員嚴禁站在架縫中間，防止來颶風時把作業人員吹在大腳前。
案例四：補連塔煤礦12401綜采麵頂板漏冒事故
一、工程概況
(一)開采條件
12401工作麵上覆岩層內有一礫石層，為主要含水層，共有5個異常區，其中第一個異常區含水層厚度為81m，第四異常區含水層厚度為107m。工作麵從過補連溝(推進1650m)開始出現湧水，周期來壓的期間，工作麵湧水明顯增大，2007年2月18日、3月2日、3月9日、3月25日、4月8日、4月18日、5月1日、5月8日、5月13日、6月22日等相繼出現大的湧水，湧水量在200～600m3/h，其中最大一次4月8日瞬時湧水量在2000 m3/h。
表1 煤層頂底板特征表
名稱 岩石名稱 厚度/m 岩 性 特 征
老 頂 砂岩 >20 灰白色，半堅硬，泥質膠結
直接頂 砂質泥岩 3～7 灰色，泥質膠結局部以石英為主，波狀層理
偽 頂 泥岩、粉砂岩 1～6 黑灰色，以泥岩為主，遇水易軟化
(二)主要設備配套
支架：機尾段40架采用北京煤機廠生產5.5m支架，機頭段116架采用JOY生產的5.5m支架。
煤機：JOY-7LS
刮板運輸機：JOY—3×1000kw
(三)工作麵礦壓情況
初次來壓：步距為47.5～61.9m，平均52.3m。
周期來壓：最小步距14m，最大步距80m，平均來壓步距49m。
工作阻力：來壓時平均阻力達到9369kN，最大達10231kN，超出其額定工作阻力8670kN。
二、事故經過及造成的損失
(一)事故經過
1、冒頂過程及程度
2007年5月11日4時，12401工作麵推進2595m，煤層厚度4.6m，采高4.3m，冒落範圍99～107#架，端麵冒寬1.5～2.0m，冒高1.8～2.5m。
5月13日1時，采用機尾加刀控製住冒落頂板。
5月14日～15日，工作麵再次發生冒頂，冒頂範圍80～119#架，端麵冒寬2.0-3.0m，冒高2.0-3.5m。
5月16日～20日，在處理冒頂過程中，80～90#架接頂，110～120#架頂板再次發生冒落，端麵冒寬1.5～4.0m，冒高1.8～4.5m。
5月21日至28日，冒頂範圍基本穩定。
5月29日4時，工作麵90～132#架冒頂，端麵冒寬0.5～4.5m，冒高1.8～4.5m。之後開始注高分子材料。
6月11日6時，在注高分子材料區域105～115#架再次發生冒落，端麵冒寬1.0～3.0m，冒高1.0～4.5m。
2、倒架過程
5月14日前，第一次冒頂過程中，由於受向斜、冒頂、竄溜影響，80～101#架發生輕微倒架，向機尾傾斜，傾角約10°。
5月16日，由於受調麵及冒頂區域支架不受約束影響，支架傾斜範圍擴展到65～110#架，其中85～106#倒架較為嚴重，傾角達18°，95#、101#架同時縱向傾斜，部分支架大腳已經壓到推拉杆上，80～110#架支架和刮板機不能移動。
5月17日～29日，主要以扶架和處理矸石為主，同時工作麵在冒頂區繼續向前推進。
6月7日，在注射高分子材料後，在機尾割煤扶架過程中，傾斜範圍擴展到118#架，95#架到機頭已經扶正。
6月7日～10日，在注射高分子材料加固頂板的同時，主要工作以扶架為主，6月10日將所有支架基本扶正，開始割煤。
6月11日，冒頂區在割煤過程中，工作麵二次來壓，再次發生冒頂，冒頂範圍105～115#架，導致102～114#架再次倒架，倒架傾角達17°。
(二)造成的損失
1、該事故直接造成工作麵停產大約1個月，直接影響產量70萬噸。
2、該事故注高分子材料4000桶，約花費600萬元。
三、事故原因分析
(一) 冒頂原因分析
1、工作麵湧水量大，頂板水解軟化，水解係數為0.2～0.5，頂板強度降低2～5倍。湧水量大導致工作麵不能連續正常生產，端麵懸頂時間長。
2、工作麵礦山壓力較大，煤壁片幫嚴重，端麵距大。
3、12煤地質條件相對複雜，底板起伏較大，最大傾角8°，經常出現背向斜構造，存在構造應力，導致頂板破碎。直接頂為複合頂板，層理發育，強度較低，易冒落。
4、支架選型不合理，工作阻力偏小。周期來壓時，活柱下沉量大(300～700mm)，加劇斷麵頂板拉、剪、切破壞。
5、工程質量管理不嚴，80～110#架淤泥積水多，未及時清理，導致推溜困難，循環步距小，相對工作麵滯後。
6、支架支撐狀態差，支架推拉困難，反複支撐頂板，導致頂板更加破碎，支架壓住推拉杆，未達到初撐力。
7、現場組織不力，浮煤清理不到位，損壞推拉油缸，沒有對關鍵問題進行處理。
8、工作麵設備運行狀態差。支架推拉油缸損壞，在未及時更換的情況下仍然生產；綜采設備停產時間長，5月9日更換TTT，處理鏈輪及通訊故障停機31小時，導致工作麵煤體及端麵破壞加劇。
(二)倒架原因分析
1、JOY支架本身穩定性較差。
(1)同DBT支架相比重心高，調麵時掉向困難；
(2)銷軸孔配合間隙大，整體剛度不夠，頂梁與底座同步性差。
2、工作麵運輸機向機頭竄動，導致支架向機尾傾斜。
3、浮煤、淤泥清理不及時，拉架時，使用起底油缸，使底座處於浮動狀態。
4、底板軟化嚴重。
5、受冒頂的影響。
6、運輸機局部彎曲問題。
7、受向斜構造的影響。
8、工程質量和支護質量對倒架造成影響。
9、工作麵壓力較大。
四、采取的防治措施及取得的效果
(一)冒頂處理過程
1、第一次冒頂處理方案：采用機尾加刀，調斜工作麵，放炮處理冒落矸石，保證工作麵機道暢通，快速通過冒頂區。5月14日冒頂得到控製。
2、5月15日：在該區域再次冒頂、倒架，工作麵不能向前推進，決定先扶架，邊向前推進，邊處理冒頂。
3、5月29日：又一次冒頂，冒頂範圍擴展到90～133#架。研究擬定采用木支柱、架棚支護頂板通過冒頂區，但考慮到施工安全問題，決定采取強製通過冒頂區域方案。在95～112#架煤機過不了區域，采用炮采通過，由於水大，在該區域沒法實施，最終決定對冒頂區及相關區域采用灌注瑪麗散加固，羅克休充填，來通過冒頂區。
4、6月11日：再次冒頂後，采用灌注瑪麗散、羅克休支護頂板通過冒頂區。
(二)冒頂處理方案
重點介紹第三冒頂處理方案，該次冒頂處理時將冒頂段分為六個區域進行處理：
圖1 冒頂區域灌注處理方案示意圖
1、第一區域(133～123#架)處理方案
首先采用羅克休材料進行充填，充填快到頂板時，再采用馬麗散進行加固。
