神东煤炭集团公司煤矿顶板事故案例汇编
生产管理部编制
二零一七年九月十日
编审委员会
主 任 杨俊哲
副主任 罗 文
主 编 姚 海
编 写 李瑞群 李金刚 杨永亮 杨晓超 高 峰 蔚保宁 曹建云
王秀元 翁海龙 陈佩东 任志国 冯晓栋 苏 杰
审 稿 高登云 杨建彬 韩 龙 杨晓强 华玉鑫
目 录
第一部分 巷道掘进篇 4
案例一：大柳塔煤矿“10·10”顶板事故 5
案例二：补连塔煤矿12煤五盘区回风大巷冒顶事故 9
案例三：锦界煤矿31109机头硐室冒顶事故 13
案例四：上湾煤矿22煤辅运巷冒顶溃水溃沙事故 15
案例五：哈拉沟煤矿12上101掘进面“11.4”顶板事故 19
案例六：哈拉沟煤矿中央主运大巷54L顶板冒顶事故 24
案例七：石圪台煤矿72301切眼掘进冒顶事故 27
案例八：石圪台煤矿71304辅运顺槽冒顶溃水溃沙事故 32
案例九：乌兰木伦煤矿2204掘进工作面顶板事故 35
案例十：寸草塔二矿22116辅运顺槽顶板伤人事故 39
案例十一：寸草塔二矿31204回风绕道顶板伤人事故 42
第二部分 综采面回采篇 46
案例一：大柳塔煤矿22404综采面“4.12”飓风事故 47
案例二：大柳塔煤矿52304综采面末采冒顶事故 52
案例三：大柳塔煤矿52307综采面老顶垮落推出支架挤坏煤机摇臂事故 61
案例四：补连塔煤矿12401综采面顶板漏冒事故 67
案例五：补连塔煤矿12404综采面顶板漏冒事故 77
案例六：补连塔煤矿12511综采面顶板漏冒事故 81
案例七：榆家梁煤矿42213综采面末采漏顶事故 86
案例八：榆家梁煤矿43308综采面初采压架事故 90
案例九：布尔台煤矿42105综放面动压事故 94
案例十：布尔台煤矿42106综放面动压事故 100
案例十一：锦界煤矿31107综采面顶板伤人事故 108
案例十二：上湾煤矿12211综采面过空巷冒顶事故 110
案例十三：哈拉沟煤矿22203综采面“3.11”顶板事故 115
案例十四：哈拉沟煤矿22529综采面机尾超前冒顶事故 119
案例十五：哈拉沟煤矿22408-1综采面缩面冒顶事故 127
案例十六：石圪台煤矿71206综采面过空巷冒顶事故 132
案例十七：石圪台煤矿31201综采面压架事故 138
案例十八：石圪台煤矿31204综采面末采贯通压架事故 151
案例十九：保德煤矿81304综放面压死支架的事故 158
案例二十：乌兰木伦煤矿2204综采面顶板事故 167
案例二十一：柳塔煤矿12104综采面过空巷压架事故 171
案例二十二：寸草塔煤矿22103综采面漏顶事故 179
第一部分 巷道掘进篇
案例一：大柳塔煤矿“10·10”顶板事故
一、工程概况
大井22煤六盘区22607综采面东侧与F8断层之间的三角块段采用旺格维利采煤法回采，回采区域如下图所示。支巷煤柱设计宽度为9m，每8条支巷留设一条保护煤柱，旺采刀间煤柱的宽度为0.5～1m。旺采区沿煤层底板回采，顶煤留300～500mm为准，采高不低于4m。
发生事故时，正在回采12支巷，第5支巷留设了9m的隔离煤柱，5支巷至12支巷间的顶板悬空一直未冒落，空顶面积约10235m2。
图1 22607综采面东侧旺采区回采位置
图2 22607综采面东侧旺采区右翼二区段设计图
二、事故经过及造成的损失
事故时间：2005年10月10日17时05分。
事故地点：大柳塔井12607东房采面右翼2区段1号辅运巷4联巷口及12支巷
2005年10月10日7时30分左右，连采三队八点班带班队长郑某等15名工人下井，在右翼二区段右侧12支巷作业。当时该区段5支巷留设了9m的隔离煤柱，计划在12支巷采完后再留设9m的隔离煤柱，5支巷至12支巷间的顶板悬空一直未冒落，空顶面积约10235m2。15时50分连采三队四点班带班队长谢某等13名工人开完班前会后，下井接班。下午17时左右交接班时，电钳工王某、马某、刘某、汪某、谢某和关某等六人在12607东侧旺采区右翼二区段辅运平巷4联巷旁边的铲车周围测瓦斯、修理铲车，八点班带班队长郑某、林某、电钳工于某、连采机司机白某等四人在12607东侧旺采区右翼二区段辅运平巷12支巷内距巷口约5m处交接班。大约17时05分，12607东侧旺采区右翼二区段5支巷至12支巷间采空区顶板突然大面积跨落，顶板冒落形成的飓风将东侧旺采区右翼二区段辅运平巷4联巷旁边铲车周围的电钳工王某、马某、刘某、汪某、谢某和关某等六人和在12支巷内的带班队长郑某、林某、电钳工于某、连采机司机白某等四人吹倒。飓风过后，12支巷内的带班队长郑某和电钳工于某先爬起来，发现他们的矿帽被飓风吹掉了，矿灯也被飓风吹得绞在一起，两人把绞在一起的矿灯分开并打开开关，发现连采机司机白某爬在旁边的地上，白某想爬起来，撑了一下地就又倒下了，郑某和于某急忙过去想把他扶起来但是扶不动，正在此时，又发生了冒顶，冒顶形成的飓风又一次吹来，郑某和于某急忙趴倒，飓风过后，两人又试图扶起白某可还是扶不动，郑某和于某只好喊人，喊了几声，光听到有人答应看不到有人过来，过了一会林某过来了，他们三人一起扶起白某撤离12支巷。在4联巷铲车周围的王某、马某、刘某、汪某、谢某和关某等六人被飓风吹倒后，刘某和马某爬起来发现他们的矿帽和矿灯不见了，找到矿灯后，发现王某头部受伤仰面朝天躺在铲车边的地上，两人问王某情况怎么样，王某手捂住肚子说他腹部疼，随后四点班带班队长谢某、郑某、于某和白某等人也到了辅运平巷4联巷，郑某安排打电话向大柳塔煤矿调度室报告事故情况时，带班队长谢某说已经打过了，之后林某、关某护送白某先离开辅运平巷，于某和谢某用电工刀割下来一块风筒布，大家一起把王某慢慢地扶到风筒布上，用风筒布把王某抬到随后赶来的李某的农用车上，并护送王某一起升井。矿调度室在接到井下事故报告后，立即安排车辆下井接应，并联系120急救车辆和医护人员到井口等待。白某和王某先后升井，在井口经120医生急救处理后送往神东职工总医院治疗。王某在神东职工总医院经抢救无效于2005年10月10日18时30分死亡。白某在神东职工总医院因左侧颅骨骨折做了手术，在神东职工总医院住院接受治疗。
事故造成的损失：事故造成一人死亡、一人重伤。
三、事故原因分析
(一)12607房采采空区大面积悬顶垮落(115×89m)，，是造成此次伤人事故的直接原因。
(二)未及时对悬顶采空区顶板进行强制放顶，是产生飓风伤人的主要原因。
(三)根据已往开采经验，神东公司确定旺采区域正常回采时，每隔6～8个支巷留设一个隔离煤柱，这个经验数据无理论依据。
(四)现场管理不到位，在顶板大面积悬空的情况下未及时留设隔离煤柱。
(五)矿井未对旺采面采空区顶板进行有效监测监控。
四、采取的防治措施及取得的效果
(一)加强技术管理，制定切实可行的、针对性强的作业规程和安全技术措施，使职工熟练掌握,并认真贯彻执行。
(二)对旺采区的设计进一步优化，将刀间煤柱的宽度增大为1.5m。
(三)对边角块段煤
的回采，尽量布置长壁采煤工作面，采用全部垮落法管理顶板，确保煤矿的安全生产。(四)房采时应采用技术手段加强顶板的监察、监控，合理控制房采工作面的空顶面积，地质情况发生变化时，及时采取预防措施。
(五)必须认真吸取此次事故教训，从严管理，落实防范措施，防止同类事故再次发生。
五、事故经验教训
“10·10”顶板事故是在采用旺格维利采煤法过程中，由于对顶板控制经验不足，对顶板安全缺少科学的论证和监测监控造成的，为矿区顶板管理敲响了警钟。在这次事故的教训中，大柳塔煤矿对旺格维利采煤法的设计进行了优化，增大了刀间煤柱的宽度，增加了保护隔离煤柱的留设，强化了旺采期间的顶板管理及各项安全技术措施的编制和执行。
案例二：补连塔煤矿12煤五盘区回风大巷冒顶事故
一、事故经过及造成的损失
(一)事故经过
补连塔煤矿12煤五盘区回风大巷与12煤四盘区采空区煤柱宽度42.7m，与五盘区主运大巷煤柱宽度24.4m，巷道设计宽高尺寸为6.0×4.05m。采用锚网喷支护设计(见图1)，顶板每1.2m设计6套φ18×2100mm圆钢锚杆，每2.4m设计2套φ17.8×6500mm锚索，钢筋网规格φ6.5×200×200mm，喷50mm厚C20混凝土。
图1 12煤五盘区回风大巷支护断面图
2017年6月21日上午9:20分，通风队电钳工周某检查时，发现12煤五盘区回风大巷约4500m处大巷顶板发生全断面冒落，当即向调度室汇报，调度室接到汇报后立即启动顶板事故应急响应程序。具体冒顶位置如图2所示。
图2 12煤五盘区回风大巷冒顶位置示意图
矿领导及机关科室负责人立即到达现场查看冒顶情况，经核实冒顶位置为回风大巷4493～4508m，冒高4.3m，宽5.7m，长度15m。
确定支护方案后立即进行处理，处理工作历时10天，于7月1日夜班支护完毕。具体如图3所示。
图3 12煤五盘区回风大巷冒顶示意图
(二)造成损失
巷道支护及出渣费用约10.8万元。
二、事故原因分析
(一)主要原因
12煤五盘区大巷掘进时间为2011年5月～2012年6月，冒顶处巷道掘进时间为2012年5月下旬。根据冒顶处揭露顶板岩性素描(见图4)和钻探结果，该处顶煤厚度0.5～0.9m，顶板以上约4.0m范围内为粉砂岩、泥岩及砂质泥岩互层。
图4 12煤五盘区回风大巷冒顶处岩层柱状图
通过冒顶处的岩层柱状图看出，锚杆锚固端位于泥质胶结的粉砂岩中，锚索锚固端位于砂岩中。顶板长期受裂隙水浸润致使其强度降低，锚杆(索)组合梁加固拱效果差，巷道跨度上无法保持稳定结构，是导致巷道冒顶发生的主要原因。
(二)直接原因
矿井在巷道掘进中没有详细勘查，根据巷道顶板岩性变化变更支护方案。对巷道后期出现的淋水未引起足够重视，没有及时采取补强支护措施，致使巷道因顶板围岩结构失稳发生冒顶。
(三)间接原因
5月份巷道隐患排查中，已发现五盘区回风大巷4260m处顶板有0.06m2喷浆层离层剥落，却未能引起管理人员重视，未对附近巷道进行细致排查，顶板管理重视程度不够。
四、采取的防治措施与事故经验教训
(一)矿井对五盘区主运、辅运、回风大巷的顶板进行取芯，掌握顶板岩层结构和物理力学性质，根据取芯结果制定三条大巷的补强支护方案，并逐步实施。
(二)加强顶板离层监测和顶底板移近量观测，在五盘区三条大巷安装了顶板离层仪，每隔200m设置一处顶底板移近量观测点，划分责任，派专人定期观测。
(三)矿井下发顶板岩性探测管理办法，对掘进巷道的顶板岩性进行探测并建立台账，对复合顶板、软弱岩层及其它影响支护强度的情况时，及时制定针对性的支护方案并做好后期巷道变形观测工作。
(四)对矿井所有大巷的支护质量进行排查。经统计，矿井无锚索支护大巷总长度53300m，按照紧要程度逐步进行实施。
(五)进一步加强隐患排查整改管理，对查出的顶板隐患由矿技术专业组核实并制定支护处理方案，切实消除顶板安全隐患。
案例三：锦界煤矿31109机头硐室冒顶事故
一、工程概况
31109机头硐室位于31煤一盘区，该机头硐室采用炮掘施工，硐室设计宽度5.4m，高度5.5m，实际高度6.2m。顶板采用“锚杆+钢筋网片+锚索”支护，锚杆采用ψ16*2100mm圆钢锚杆，间排距为1000*1000mm，锚索规格为ψ17.8*8000mm，锚索间排距为3000*3000mm，喷浆厚度为50mm。
二、事故经过及造成的损失
2014年8月29日14点50分左右，运转队工人王某向矿调度室汇报：31109机头硐室靠近31煤集中辅运侧顶板离层有响动。调度室接到通知后及时联系生产办和安全办派人到现场查看。15点55分左右，运转队工人刘某向调度室汇报：31109机头硐室靠近31煤集中辅运侧冒顶，冒顶范围1500mm*3500mm*2000mm。16点10分左右，值班矿领导、生产办、安全办相关人员陆续抵达现场并设置警戒。查看现场后，立即组织锚索队在冒顶区域前后进行补强支护，由胜利公司处理冒落区域矸石并挂网支护，8月30日22点55分冒落区域全部处理完毕。该事故共计影响一盘区正常生产32h。
三、事故原因分析
通过分析，造成本次事故原因如下：
(一)直接原因
巷道顶板支护强度不足。根据钻孔jbs7、J203、JB202-1等资料分析知，该区域上覆基岩厚度为45m左右，松散层厚度55m左右。从31煤煤层往上顶板岩性首先是约2～3m粉砂岩，其次是0.3～1.0m的泥岩与砂质泥岩，再往上是4～10m的粉砂岩与细砂岩。硐室支护时锚杆锚固端处于0.3～1.0m泥岩与砂质泥岩中，岩石长时间风化后，导致巷道支护强度降低，是出现冒顶的直接原因。
巷道隐患排查不到位。机头硐室属于大断面超高巷道，巷道顶板变形状况无有效监控手段，并且日常排查不到位，导致顶板下沉超过规定未及时发现，是出现冒顶直接原因。
(二)间接原因
巷道多次受采动影响。冒顶区域多次受连采掘进挑顶和机头硐室挑顶扩帮等采动影响，是出现冒顶的另一原因。
工程施工期间监管不到位。31109机头硐室设计高度5.5m，实际掘进高度6.2m，施工期间监管不到位；施工期间锚索、锚杆支护质量检查不到位，是发生冒顶的又一原因。
三、采取的防治措施
为杜绝类似事故再次发生，采取如下措施：
(一)对全矿井下在用机头硐室进行全面排查，对存在的安全隐患及时处理；同时，对机头硐室进行补强支护，确保巷道顶板安全。
(二)在工程设计时，进一步优化巷道支护设计参数，保证巷道支护强度满足使用要求。
四、事故经验教训
(一)加强图纸设计管理。生产办进一步优化图纸设计，机头硐室、风桥等大断面巷道锚索支护时应加w钢带，掌握顶板岩性变化情况，确保设计巷道支护参数合理。机头硐室设计根据设备参数，合理降低硐室高度，杜绝巷道超高施工。
(二)加强隐患排查管理。对机头硐室、风桥、切眼等大断面、超高巷道，尤其是多次受采动影响的巷道，加强隐患排查管理，定期对顶板完好情况进行全面排查，发现隐患，按照“五定”跟踪督办。
(三)做好巷道顶板离层观测管理。对机头硐室、风桥、切眼等大断面巷道设计安装顶板离层仪，加强对在用巷道顶板离层监测力度，确保各巷道处在有效监控范围内，发现离层及时处理。
案例四：上湾煤矿22煤辅运巷冒顶溃水溃沙事故
一、工程概况
(一)工作面概况
22煤三条大巷设计长度1650m，冒顶区距离巷道开口1350m，煤厚4.3～7.6m，平均5.3m。冒顶区域煤层埋深69～91m。该区域受强烈的冲刷和剥蚀，致使煤层及上覆基岩遭受不同程度的破坏，给安全开采造成极大困难。
(二)顶底板岩性
22煤辅运、胶运、回风巷顶底板情况如表1所示
表1 煤层顶底板情况表
名称 岩石名称 厚度/m 岩 性 特 征
老顶 粗、细粒砂岩 25.59 灰白色，石英、风化长石为主，含有黑色燧石，分选较好，半圆状，泥质接触式胶结，夹有煤线及砂岩薄层，局部具斜层理，层面夹有炭化物碎屑。
直接顶 粉砂岩 2.1 灰色及深灰色，薄层状，具斜层理。
直接底 泥岩 4.91 黑灰色及灰色，致密，块状，薄层状，夹粘土岩，薄层含砂质。
(三)工作面设备配套情况
配套12CM15-10B连续采煤机，ARO-40-RELMB-CWT四臂锚杆机，1030给料破碎机，488GLBC铲车，带宽800mm胶带机，BKJ-NO6.0 2X18.5局部通风机。
(四)工作面支护情况
22煤三条大巷采用锚杆支护。顶板采用φ16×1600mm圆钢锚杆支护，间排距为1000×1000mm。
图1 三条大巷巷道支护平面图
二、事故发生过程
(一)事故发生经过
2001年5月30日夜班，11:00当班带班队长甘某组织召开班前会，班前会甘某强调工作面顶板局部破碎、淋水大，作业过程中短掘快支，确保安全生产。井下交接班完毕，煤机司机刘某开始掘进辅运大巷，掘进5m后，停机检查工作面顶板情况，发现顶板淋水有变大的迹象。立即将煤机退出，并通知相关人员对掘进段顶板进行支护。锚杆机司机接到通知后，立即开始对辅运顺槽顶板采用锚杆支护，支护中发现顶板淋水不断增大，锚杆机司机加快支护进度，支护完毕后立即将锚杆机和人员同时退出。早上5：20左右，辅运顺槽给料机处人员听见岩石滚动的轰鸣声，用矿灯照射发现后方区域冒顶，且泥沙及岩石从顶板急速下泄，立即组织人员向后方撤离。此时煤机司机正在胶运大巷进行掘进，已掘进10m左右，煤机司机发现运煤车迟迟不来接煤，感觉情况不对，立即将煤机往后侧联巷倒机，倒移煤机过程中，发现后侧巷道有人员在晃矿灯。此时煤机移至联巷口位置，煤机司机刘某赶紧下机，往外撤离，此时发现泥沙推进至胶运靠近回风巷的联巷口，估计深度1m。观察四周发现沿胶运及辅运巷道的撤离路线被堵塞，此时发现靠近回风侧的联巷还可撤离。煤机司机刘某立即沿联巷撤离致回风巷，与前来救援的肖某、杨某汇合，带班队长甘某立即将情况向矿调度室进行了汇报，并清点人员组织撤离升井。
调度室在2001年5月31日7点20分接到井下人员汇报，上湾煤矿22煤辅运巷掘进工作面发生了严重冒顶溃沙溃水事故，一泻而下的泥沙水涌下了辅运巷，并逐渐漫延至胶运巷和回风大巷，堵塞了两条巷道长达420多米，将价值3500万元的生产设备被泥沙淹埋，情况十分危急。
图2 冒顶事故发生的位置
(二) 救援过程
事故发生后，上湾矿及时向神东公司汇报了灾情，公司副总经理、副总工程师及时赶赴现场，全面展开了与溃沙灾害抗争的大会战。
公司组成了以副总经理为组长的会战领导小组，指挥现场救援工作。从技术措施、现场组织、地面塌陷治理、恢复生产及安全监督检查上各把一关，开展抢险救援工作。研究制定了详细的救援技术措施，地面动用装载机和车辆将装满块石的麻袋封口回填至地表塌陷坑封堵溃沙通道，井下设置1m宽沙袋墙三道阻止泥沙的漫延，开启水泵抽排巷道积水，同时抓紧清理巷道泥沙，迅速回撤设备，恢复生产。到6月1日早7点，井下共投放沙袋3000多个，地面投放沙袋4000多个，泥沙及透水基本得到了控制。连采一队于上午9点率先恢复了生产，到6月15日将其它被淹埋的设备全部挖出。矿里及时组织全体检修人员昼夜抢修设备，将煤机、锚杆机、运煤车、给料破碎机部件拆装34次，烘烤电机14台次，于6月18日将挖出的设备全部修复，连采二队也于6月20日恢复了生产，将灾害损失降到了最低点。
三、事故原因分析
(一)直接原因
掘进工作面上覆基岩太薄，厚度仅有2m，顶板破碎，工作面淋水大，是导致大面积冒顶溃水溃沙事故的发生的直接原因。
(二)间接原因
针对22煤层局部受强烈的冲刷和剥蚀，致使煤层及上覆基岩遭受不同程度的破坏。
矿井对顶板重视程度不足，没有对掘进巷道顶板基岩厚度布孔钻探。
安全风险预控不到位，未对22煤大巷掘进工作面过薄基岩的危险源认真辨识与评估，对其存在的风险程度严重认识不足，导致对现场的安全管理不到位。
四、采取措施及取得的效果
针对22煤层存在薄基岩区域的实际情况，22煤层巷道掘进期间严格执行基岩厚度探测工作，确保掘进范围内的上覆基岩厚度情况提前探知。
针对22煤掘进工作面顶板淋水的情况，要对水源科学分析，明确水害的影响范围，采取措施确保将水害影响程度降到最低。
对地面塌陷区，动用机械设备回填麻袋块石，彻底封堵顶板冒落通道，切断塌陷坑周边泥沙的补给源，为井下排水、清砂创造条件。
为防止涌入井下的岩石泥沙波及周边巷道，首先砌筑两道宽度1m的沙袋墙，阻止砂石的进一步漫延。通过沙袋的过滤作用在沙袋墙附近设置水泵抽排巷道积水，为下一步清理砂石创造条件。
井下工作面积水排放后，划分三个作业点清理砂石，为提高作业效率，动用装载机和低污染防爆车辆进行清理。
将连采机、锚杆机、运煤车、给料机、胶带机等设备清理回撤后，立即对冒顶区域巷道进行永久封闭，施工三道厚度500mm的钢筋混凝土密闭。
案例五：哈拉沟煤矿12上101掘进面“11.4”顶板事故
一、工程概况
(一)工作面开采条件
事故发生时，连采二队正在掘进12煤12上101辅助切眼，该区域煤层厚度约1.1m～1.8m，采用沿底割顶掘进，巷道设计2.5m，割顶0.7m～1.4m，煤岩交界处不够稳定，巷道有片帮。表1 12上101面煤层顶底板特征表
顶底板 岩石名称 最小～最大
平均(m) 岩 性 特 征
老 顶 粉砂岩 1.9～18
8.88 灰白色，成分以石英长石为主,颗粒分选中等,次棱角状,泥质胶结。
直接顶 细砂岩 0～9.39
2.63 灰色，水平层理，泥质胶结，颗粒分选中等。
直接底 粉砂岩 0～4.13
1.94 深灰色，水平层理，泥质胶结，含少量植物化石。
(二)主要配套设备
掘进工作面采用连续采煤机及其后配套设备施工，选用一台14CM09-11E型连续采煤机来完成割煤、装煤和清煤工序，一台JOY-10SC32-48AB-5型梭车将连续采煤机采出的煤转运至破碎机，一台1030型给料破碎机完成煤的破碎与转载工作，破碎机运出的煤通过DSP-1080胶带输送机运出，一台ARO-4A00-1637-WT型锚杆机完成锚杆的定位、打眼、安装、紧固工作。采用掘进、支护平行作业的施工工艺。用一台WJ-6FB型防爆柴油铲运车清理巷道浮煤、淤泥，确保巷道畅通、干净，并完成工作面的材料、小型设备的运送和搬移工作。
(三)巷道支护情况
12上101辅切眼，选用φ18×2100mm的螺纹钢锚杆，排距1.0m，每排布置5根锚杆。并选用φ17.8×8000mm锚索+4200×230×3mmW钢带进行补强支护，锚索排距为2m，每排3套，帮网未支护。
二、事故经过及造成的损失
(一)事故经过
2009年11月4日，哈拉沟煤矿连采二队早班为检修班。事发当班7时20分开始召开班前会，会后8时30分到达工作面，检查工作面交接完毕后，锚杆机检修钳工陈某走到停在距掘进头9.4m处的锚杆机进行检修工作。
事发时陈某正蹲下给锚杆机左侧的钻箱加油。由于左帮上部片帮，滑落一块4.3m×0.7m×(0.2m～0.45m)的岩块将陈某压住。在掘进头施工锚索的3名工人听到煤岩垮落声，边呼叫其他人员边到锚杆机旁边施救。当班跟班副队长随即带领其他人员及时赶到事故点，将压住陈某的岩块挪开，将人救出并用巡检车将伤者及时升井，10时10分送至神东总医院，经抢救无效于11时死亡。
图1锚杆机停放位置及事故现场示意图
图2 片帮处围岩状态图
(二)造成的损失
事故造成一人死亡的严重后果，导致全队停产一周。
三、事故原因分析
(一)直接原因
1、陈某检修锚杆机前未对作业区域的巷帮进行详细检查，没有严格执行敲帮问顶制度。
2、陈某安全意识不强，未按本安管理要求认真辨识作业场所的危险源，未按危险源控制措施检查巷道顶帮情况。
(二)间接原因
1、连采二队对工作面安全隐患检查排查不细，对低采高煤层掘进片帮伤人认识不足，对巷帮检查不细，没有查出片帮安全隐患，导致事故发生。
2、连采二队对本安管理现场执行不到位，遇特殊构造情况未及时采取有效的防片帮控制措施。
(三)主要原因
1、矿井对新开采12煤片帮管理经验不足，对地质条件分析不够，在地质条件发生变化的情况下，未及时制定针对性的专项安全措施。
2、哈拉沟煤矿对安全隐患管理反应机制不建全，工作面发生变化未及时采取针对性措施，信息反应不及时，应急措施不到位。
3、哈拉沟煤矿对职工安全培训教育不到位，职工安全意识不强，本安体系现场执行力差。
4、哈拉沟煤矿安全管理现场监督检查不到位，管理人员对现场存在的片帮安全隐患没有及时发现。
四、采取的措施及取得的效果
(一)采取的措施
1、该掘进面立即停产整顿，对全队员工进行安全教育。对作业规程进行重新补充和完善，细化不同地质条件下的安全技术措施，通过审批后，重新组织员工贯彻学习和考试，并严格贯彻执行。
2、加强区队安全管理责任制的落实，当掘进面出现构造，要有快速的反应机制，及时汇报矿、队，并采取有效的安全技术措施，消除安全隐患。
3、必须强化员工安全意识，作业前要对工作场所安全状况进行详细检查，确认无误后方可作业。
4、对各岗位、各工序的危险源再辨识，详细分析可能发生的安全事故，全面细化各项危险源的有效控制措施。
5、加强全员安全教育和培训，提高员工安全意识，使每位员工牢牢掌握本岗位的各项危险源及控制措施。完善检查考核机制，提高各级管理人员安全责任，确保各项危险源控制措施现场执行到位。
6、加强班组建设，严格交接班制度和当班现场安全检查，及时消除现场安全隐患，安全隐患未消除不得生产。
7、全面抓好设备维修安全管理，严格按操作规程作业，严禁在不安全区域检修设备。
8、提高技术管理水平，加强作业规程和安全措施的编制、审查、贯彻和执行，对作业现场可能发生的安全事故都要有详细安全技术措施和严格的管理措施，及时在现场落实到位。
9、加强安全检查、监督职能，每班每个工作面都要有领导和安全、质量检查人员详细检查工作面安全情况，一旦发现安全隐患，立即停止作业，隐患消除后方可作业。
10、应进一步强化各级领导的安全责任，确保质量标准化动态达标，本安管理措施到位，力保矿井安全生产。
(二)取得的效果
1、经过对事故的深刻剖析，让所有人认识到了安全工作的重要性和紧迫性，通过此次事故的发生和后续的追查、学习，提高了各级领导的安全意识，增强了员工对于安全的重视程度，完善了连采工作各个环节的安全管理办法及各类措施，也为12煤后续生产总结了经验，对于12煤的安全生产，起到了积极的作用。
2、通过此次事故，让全矿对于顶板管理的重视程度又上了一个新的台阶，也通过总结经验教训，完善了顶板管理办法，以及如何应对相应地质条件的安全生产提供了宝贵的经验。
五、事故经验教训
(一)此次事故反映出职工安全意识不强，危险源辨识不充分，没有真正把风险评估这项工作应用到各个岗位的实际工作中。为切实提高职工安全意识，增强矿井安全风险的管控能力，需开展全方位的危险源辨识活动，每个人对自己岗位上的危险源进行全方位的辨识，按照工作任务，辨识新危险源，对其风险及其后果进行描述，评估现有措施是否安全可靠。
(二)对井下所有巷道的顶帮进行详细排查，由生产办和安全管理办公室负责，进行分区域、分片排查，针对查处的问题，采取有针对性的防范措施。对作业规程中的安全技术措施再审查，再补充，再完善。对现场出现地质构造的掘进头，应加强帮顶支护。
案例六：哈拉沟煤矿中央主运大巷54L顶板冒顶事故
一、工程概况
(一)地质条件
哈拉沟煤矿中央主运大巷54L位于22煤井田中央，该区域内上覆基岩厚50～95m，松散层厚5～50m，煤层厚4.9～5.7m。老顶为粉砂岩，厚10～16m,直接顶为细砂岩，厚1～2m。巷道宽5.6m，高3.8m。
表1 煤层顶底板特征表
顶底板 岩石名称 平均(m) 岩 性 特 征
老 顶 长石中粒砂岩 14.5 灰白色，以石英长石为主，次为暗色矿物及白云母片，分选中等，次棱角状，泥质接触式胶结，底部含丰富的黄铁矿结核。
直接顶 粉砂岩 1.35 灰色，含植物叶化石及黄铁矿薄膜，具波状层理，底部0.20m灰白色细砂岩。
直接底 粉砂岩 2.45 深灰色，含丰富的植物叶片化石，具波状层理，顶部有0.20m深灰色泥岩。
(二)巷道支护情况
中央主运大巷顶板采用φ16×1800mm圆钢锚杆支护，间排距1.1×1.2m,每排4套，两帮未支护锚杆，顶帮采用C20混凝土喷浆支护，厚度3～5cm。
二、事故经过及造成的损失
(一)事故经过
2012年10月26日下午19:00，102主井胶带机闭锁线动作停机，运转队随即派人沿线检查，19：30发现主运大巷54L处冒顶。冒顶部呈圆形，冒顶尺寸为6.8m×6.8m×2m(长×宽×高)。皮带大巷左帮有供排水管路4趟，主供电电缆7根掉落(未损坏)，右帮有供水管路一趟。事故造成3架H架损坏，φ200供、排水管各1根损坏，φ150供水管2根损坏，φ300排水管1根损坏。
图1哈拉沟煤矿中央主运大巷54L冒顶事故现场示意图
(二)造成的损失
本次事故造成主运皮带停机20小时。
三、事故原因分析
(一)直接原因
1、中央主运大巷支护强度不够，服务时间较长，经过较长时间的积累，中央主运大巷54L处于十字交叉区，应力较集中，局部顶板易发生离层冒落，导致事故发生。
2、哈拉沟矿运转队未按要求对中央主运大巷顶板进行隐患排查，未对该处顶板进行敲帮问顶，是导致事故发生的主要原因。
(二)间接原因
1、矿井对顶板支护管理重视不够，中央大巷的支护强度不足，是本次事故的管理原因。
2、矿井对巷道顶板现场检查不严不细，是导致事故发生的重要原因。
3、矿井对井下的危险源辨识不到位。对井下巷道的顶板管理存在疏忽大意和盲目自信。
四、处理及防范措施
(一)在中央主运大巷两边靠近冒顶位置处打设内注式单体2排，每排2根，排距2m，分列于皮带两侧。
(二)中央皮带大巷冒顶处两边及54联巷口，3处各打设2排锁边锚索φ17.8×6500mm，每排4根(上W钢带)，排距1.5m。
(三)拆除中央辅运巷54联巷口空心砖墙。
(四)装载机清除冒顶区域冒落矸石。
(五)检修已损坏皮带配件，恢复皮带运行。
(六)按照顶板支护设计方案，逐步采取“锚杆+锚索+钢带+钢筋网片”的支护方式补强支护冒顶段顶板，直至恢复正常。
(七)冒顶段要求施工队编制安全技术措施，在每班施工前严格执行“敲帮问顶”制度，登高作业需系安全带。
(八)矿内全面开展巷道隐患排查，对排查出的问题及时进行补强支护。
(九)制定中央大巷补强支护方案，按方案及时对中央大巷其它地点进行补强支护。
五、事故经验教训
顶板管理一直是矿井管理的重中之重，管理人员必须足够重视，发现问题及时处理。特别是对服务年限较长的中央大巷，由于施工时间较长，当时支护强度不高，由于时间的推移，极易发生冒顶，必须对中央大巷进行二次补强支护，防止再次发生冒顶事故。
案例七：石圪台煤矿72301切眼掘进冒顶事故
一、工程概况
(一)工作面地质概况
72301工作面位于22煤层，煤层起伏较小，正坡掘进。煤层总体趋势为东高西低，倾角1～3°。煤厚3.0～4.4m。掘进区前2000多米煤层都存在一层夹矸，岩性为砂质泥岩，厚度为0.23～0.7m。
伪顶缺失，直接顶为灰白色砂岩、灰色泥岩，厚度0.8～5.5m；老顶厚度为15.3～25.8m，岩性为灰白色中、细粒砂岩、粉砂岩，坚硬，含裂隙水。底板为灰色泥岩，泥质胶结。上覆基岩厚度在50～100m，松散层厚10～40m。顶板条件见表1。
表1 煤层顶底板情况
顶板 厚度(m) 岩石名称 岩性特征
老顶 15.3～25.8 中、粗、细粒砂岩 浅灰色、白灰色，主要成分石英、长石
直接顶 0.8～5.5 泥岩、粉砂岩 下层以泥质为主，上层石英为主，波状层理。
直接底 0.6～2.5 泥岩、粉砂岩 灰色，以泥质为主，遇水易软化。(二)巷道支护参数
巷道支护材料及支护形式见表2和表3。
表2 支护材料规格表
材料名称 规格 说明
锚杆 φ16×1800mm 端头锚固式树脂锚杆，锚固端长300mm，材质A3圆钢，M16螺母，外露长度不大于50mm
锚杆托盘 120×120×10mm 方形金属托盘
树脂药卷 CK23×500mm
CK35×500mm 1卷/眼
钢带 φ10×3500mm
φ10×4800mm 直径10mm钢筋钢带
金属网片 2.5×10m 10#铅丝网，网孔50×50mm
钢筋网片 φ6×1200×5200mm 网孔150×150mm
锚索 φ15.24×8000mm 锚固端长度1500mm，外露长度150～250mm
锚索托盘 300×300×12mm 方形金属托盘
表3 巷道支护参数表
巷道名称 支护方式 锚杆 锚索
布置方式 间排距(m) 布置方式 间排距(m)
切眼 锚杆+钢带+锚索 矩形
7根/排 1.0×1.0 矩形
3根/排 2.5×2.0
(三)主要设备配套情况
工作面主要设备配备见表4。
表4 工作面配套机械设备明细表
序号 设 备 名 称 规 格 型 号 单 位 数 量
1 连续采煤机 12CM27-11D 台 1
2 锚杆机 4E00-2246-WT 台 1
3 给料破碎机 MCH1030 台 1
4 梭车 10SC32-48B 台 1
5 铲车 UN-488 台 1
二、事故发生经过
2009年2月19日早班，连采一队检修班22人入井，任务是延伸切眼内的皮带、破碎机。至下午14：00时，破碎机、皮带己经延伸到位，剩余挂电缆、调皮带架。14:50分时，带班班长蒋某发现顶板掉渣且有响声，当时判断切眼顶板异常并立即带领附近4人撤离到4#调车硐室以外。在人员撤离几分钟后切眼顶板全断面冒落，长度4～5m。
2月19日下午16：40分，机关矿领导、业务部门查看现场，制定了补强支护方案，并在4#调车硐室前13m处设置了栅栏。在2月20日凌晨5：50分，发现顶板异常，矿长助理高某现场指挥安排所有人员全部撤离72301切眼，随后切眼发生二次冒顶，冒顶长度约26m左右。
冒顶区域范围：72301切眼4#调车硐室以里13m至机尾处，以及72301面回风顺槽向外7m正掘段。
冒顶情况：切眼冒顶长度约94m，回风顺槽冒顶长度9.5m，均为全断面冒落，冒落高度1.5～4.0m。冒顶处原巷道高度为3.6m，其顶板以上有一层0.2m伪顶，伪顶以上依次分别为0.5m粗砂岩(孔隙率较大)、4.6m泥质细砂岩和7.4m砂质泥岩，直接顶泥质胶结，水平层理。
冒顶区域位置及设备布置情况见图1。
图1 冒顶区域位置及设备布置图
三、事故原因分析
(一)煤层赋存发生变化，是本次事故发生的客观原因。
72301工作面切眼顶板，直接顶为砂质泥岩与粉砂岩互层，水平层理，泥质胶结，属于典型的复合顶板，其稳定性差;二是顶板裂隙发育，滑面多，且在锚索施工后基岩裂隙水导通，因泥质胶结软化而进一步降低顶板强度和稳定性。
(二)因未弄清楚顶板裂隙产状，没有及时对裂隙处的顶板采取补强措施，是本次事故的又一个主要原因。 72301切眼4#调车硐室里13～18m段存在一条纵向裂隙，发现后虽采取了锚索补强措施，但补强强度不够。
(三)锚索支设未严格按设计要求施工，表现在间排距不均匀、部分排距大于设计要求。因此，锚索施工质量差是本次事故发生的一个重要原因。根据2月20日的安监局现场检查，有个别锚索排距大于2.5m，且有1处少打1根锚索(抽查三根锚索，抗拉力分别是12t、13t、14t,满足要求)。
(四)生产办在设计72301面切眼支护时，未充分分析该面切眼掘进地质说明书关于煤层柱状描述和水文资料，造成支护密度偏稀(实际锚索的间、排距2.5m×2.5m)，支护强度偏低。
(四)业务科室及区队对锚索支护的现场管理不到位。
四、采取的措施和取得的效果
在冒顶区支护时,必须严格按“喷砼—木点柱—木垛—锚杆—铁丝网—锚索”顺序施工。具体分以下环节：
(一)临时支护
1、喷砼
(1)采取两次喷砼施工，初次喷砼厚度为50mm，间隔48小时后二次补喷，补喷砼厚度为50mm，砼标号为C25。
(2)由外向里逐段施工，单段施工距离不得大于6m。在本段喷砼符合要求后，方可继续下段施工。
2、打木点柱、单体
(1)木点柱用料为松木，点柱长度视现场量取架设。
(2)点柱支设必须升紧有力，点柱之间及点柱与顶板锚杆之间必须用8#铁丝连接，防止倒落伤人。
(3)打设点柱必须由外向里逐根施工，点柱间距为1.0m。
(4)单体支设要穿靴、戴帽，且要求保证初撑力。
3、打木垛
(1)用料为柳道木，道木规格150×150×1200mm。
(2)要求木垛安设必须升紧有力、刹顶严实，且用扒钉连接。
(3)由外向里逐垛施工，木垛间距为1.5m。
4、锚杆架设
(1)规格为φ18×2100mm，铁托盘规格为120×120×10mm，树脂药卷为CK3540。支护间排距1.0×1.0m，扭距不小于100N·m，拉力不小于5T。
(2)用煤电钻打眼时要防止煤电钻机械伤人。
(3)如搭设脚手架时，须保证其牢靠。在作业过程中，要求登高人员系安全带且有人看护。
5、挂网
(1)挂设10#铁丝网片，网片规格为1.2×10m。
(2)要求网片挂设平展有预张力，无网兜，网间搭接200mm，接茬牢固。
6、锚索支设
(1)锚索规格为φ17.8×6500mm，铁托盘规格为300×300×12mm，树脂药卷为CK2350，每眼安装3卷。锚索支护间排距为1.5×1.5m，每排外侧两根锚索均向巷道外侧以75°倾斜。
(2)提高锚索预紧力，保证锚索初涨力不小于10t，抗拉力不小于13吨。
(3)在72301回顺正反掘贯通后，首先对72301回顺反掘巷道段进行锚索补强支护，并紧靠回顺冒顶处支设5架钢梁棚，棚距1.2m，一梁四柱结构。
(4)在切眼硐室开口处支设4根锚索，硐室内每排支设3根锚索，2米一排。
(5)在72301回顺向切眼内永久支护20m后，安排出渣。
7、架钢梁棚
(1)钢梁为矿用11#工字钢，长度根据现场量取，挡头必须焊接牢固。
(2)切眼内正常段采用“钢梁棚+单体”支护，要求用板皮和道木将棚梁与顶板刹接严实，单体初撑力满足要求。
(3)每根钢梁、单体之间及单体与顶板间，必须用8#铁丝固定连接，以防单体卸液倾倒而伤人。
(4)在架设钢梁时，多人抬举和搬运钢梁要相互配合、步调一致，严禁发生人身伤害及设备损坏事故。
五、事故经验教训
(一)在掘进过程中揭露构造、裂隙时，必须充分分析其产状、影响范围和程度等，并及时采取相对应的措施。
(二)生产办及区队要加大对锚索、锚杆、棚梁等支护的施工质量的检查，并严格按公司下发的《支护材料验收检查标准》执行。矿井要建立顶板条件变化反馈制度，在锚索施工中，如发现顶板条件出现异常时，立即向区队技术员反馈，及时调整支护参数或支护工艺。
案例八：石圪台煤矿71304辅运顺槽冒顶溃水溃沙事故
一、工程概况
(一)工作面地质概况
71304工作面辅运巷冒顶处煤层总体趋势为东高西低，倾角1～2°，煤厚5.9m，煤层结构2.5(0.5)3.4m， 巷道直接顶为12煤夹矸及12上煤层，夹矸岩性为灰白色粉砂岩厚度0.5m，12上煤层厚度2.5m；基岩厚度变化较大12.5～18.2m，岩性为灰白色中细粒砂岩，工作面淋水较大。底板为灰色泥岩，遇水易软化。
掘进区冒落处上覆基岩已风化，厚度预计为3～5m，松散层厚为20～40m，含水层厚为11～15m。
1、巷道支护材料如下：
锚 杆：φ16×1800mm， A3圆钢，M16螺母，反麻花端头锚固；
树 脂：CK23×500mm， 1支；
铁托盘：120×120×8mm，材质为A3钢板。
2、巷道具体支护参数见表1。
表1 巷道支护参数表
序号 巷道名称 支护方式 锚杆
布置方式 间排距
1 集中主运巷 锚杆+金属网(行人侧) 矩形5根/排 1100×1000
2 集中辅运巷
3 主运顺槽 锚杆+金属网(行人侧) 矩形6根/排 1000×1000
4 辅运顺槽 锚杆+金属网(行人侧) 矩形5根/排 1100×1000
5 顺槽联巷 锚杆 矩形5根/排 1000×1000
3、主要设备配套
12CM15-10D型连续采煤机，10SC32-48B型梭车，GP460/150破碎机，488型铲车，4EOO-2250-WT型锚杆机各1台，一部1080/1000型胶带输送机，4台DBKJNO-6/2×18.5型风机。
二、事故发生经过
2008年11月9日7点30分，当班煤机司机马某在71304辅运26联前60m(距集中巷开口1265m)处操作煤机切槽，掘进7m左右时听到顶板有空洞声，发现顶板有磷皮掉落、淋水增大，立即退机并汇报带班队长郭某。经观察发现顶板有少量流沙，带班队长立即向调度室汇报，7点45分调度接到通知后向矿领导汇报，8点15分矿领导到达现场，发现切槽顶板正在垮落，并伴有泥沙涌出，且间隔10分钟左右溃沙溃水一次并逐渐变大，现场决定立即撤出工作面所有设备至24联巷以外，并向公司总调度室进行汇报。公司领导赶赴现场后会同矿方制定了井下封堵及井上填堵应急措施，并立即组织实施。
三、事故原因分析
71304顺槽掘进23联巷基岩厚度变化较大，掘进区冒落处上覆基岩已风化，厚度为3～5m。上覆基岩突然变薄，上覆松散层和含水层较厚，巷道切槽后顶板垮落，是导致事故发生的直接原因。
四、采取的措施和取得的效果
(一)设备回撤
连采机、锚杆机、铲车、破碎机、梭车撤至22与23联巷之间地势较高处，截止下午2点10分，设备已回撤完毕。
(二)井下封堵措施
1、距24联巷口以里12m处，在胶运、辅运两巷分别砌垛双层沙袋，高1.8m，封堵溃沙、溃水；
2、距24联巷口10m处，在胶运、辅运两巷分别砌1m厚砖墙，砖墙外用沙袋加固，实现二次封堵。
(三)地表填堵措施
在冒顶区上方地表形成319m2左右椭圆状锥形漏斗，深度达15m，在漏斗底部铺3～5层钢筋网片，在钢筋网片上覆盖2层铅丝网片和尼龙布，后用沙袋和大块矸石进行充填封堵(充填工程量约3000 m3)。
(四)地面补充勘探及物探工作
对工作面设计区域进行重新补勘和物探，精查顶板基岩厚度、松散层厚度及含水层厚度情况，根据探查结果确定71304综采面的布置方式。
五、事故经验教训
(一)对于地质资料不全或不详的区域进行补勘，在工作面设计前要掌握详细地质资料，充分考虑各类影响因素对工作面布置的影响。
(二)掘进过程中对于基岩薄的区域进行先探后掘，对于顶板基岩条件不能满足安全生产需求时及时汇报公司相关部门。
(三)薄基岩富水区巷道在掘进过程中必须提前探放水，制定防溃水溃沙的安全技术措施，且要采取必要的防止探放水孔溃水溃沙的安全技术措施。
(四)在类似条件下掘进前编制溃水溃沙应急预案，提前做好应急材料的储备，全员进行学习贯彻，熟悉必要的逃离路线和救灾的基本技能。
案例九：乌兰木伦煤矿2204掘进工作面顶板事故
一、工程概况
(一)巷道地质条件
2204(现12204)位于12煤二盘区东北部胶运大巷右侧，东南靠近紧邻2202(现12202采空区)工作面回风顺槽。该掘进工作面采用炮采工艺掘进，煤层平均厚度3.2m，巷道长度1500m，高度3.5m，宽度5m，断面17.5m2。工作面回风顺槽直接顶为砂质泥岩，层理、裂隙、滑面发育，老顶为粗砂岩，泥质胶结。
2204(现12204)工作面采用炮掘工艺，人工铁锹攉煤上矿车，轨道运输煤炭。掘进巷道布置如图1。
图1 掘进工作面巷道布置图
(二)巷道支护设计
顶锚杆选用φ18×1800mm砂浆锚杆，水泥药卷，支护设计如图2。
图2 支护设计图
二、事故经过及造成的损失
(一)事故经过
1994年3月18日0点班，在2204运输顺槽掘进工作面，13时开始安装最顶头的两排锚杆。15时30分～17时30分工作面放炮后，由詹某(班长)、郭某、武某、蔺某、李某五人负责出渣。18时25分郭、武二人装渣时，李某正要弯腰去拣大锤，突然，一块底面长3.7m，宽0.5～2.2m，厚0.8m的底大面小略呈锥形的顶板突然冒落下来，压住李某的上半身，经奋力营救脱险后李某已鼻孔出血，不省人事。当班人员将其运送到运输大巷时，遇上赶来抢救的医生祈某，并紧急施行人工呼吸，19时最终经抢救无效而死亡。事故位置示意见图3。
图3 事故位置示意图
(二)财产损失
1、直接经济损失
本次顶板事故造成一人死亡。善后处理费用25万元，矿级、区队管理人员安全罚款共计8400元，总计直接经济损失258400元。
2、间接经济损失
矿井停产整顿2天，影响生产2天，事故造成间接经济损失800000元。
三、事故原因
(一)直接原因
1、李某没等炮烟排完进入工作面，顶板下沉变形未稳定，没有敲帮问顶后，盲目作业是造成此次伤亡事故的主要原因。
2、放炮致使顶板产生次生裂隙，增加了顶板的不稳定性。巷道围岩变形应力重新分布，且未进行临时支护，二者效应叠加大大增加了顶板的不稳定性，是造成此次伤亡事故的主要原因。
3、李某安全意识淡薄，盲目作业，未观察顶板情况，在未支护作业区域作业是造成此次伤亡事故的又一主要原因。
(二)间接原因
1、掘进队违章作业，先出渣，后支护顶板，导致人员长时间暴露在空顶下是造成此次伤亡事故的主要主观间接原因。
2、区队对职工的安全教育不够，职工的安全意识不强，管理不严有漏洞。
3、班长詹某责任心不强，未严格执行
作业规程和敲帮问顶的相关规定，没有及时制止违章作业，伙同他人违章，严重违反了劳动纪律是造成此次伤亡事故的主要间接原因。四、防范措施及取得的效果
(一)防范措施
1、特殊地段(大断面、构造带、顶板裂隙发育带等)巷道要采取特殊支护措施，锚杆支护后还必须架棚支护，背板要刹紧、接顶、顶帮严实，架棚间要连接牢靠，保证放炮时不会崩倒。
2、掘进工作面严格按照《作业规程》规定加强临时支护。
3、严格落实掘进工作面锚杆安装检查制度，加强顶板锚杆锚固力的抽查工作。
4、进一步加强员工安全培训，提高业务水平及安全意识，增强防范事故的能力。
(二)取得的效果
通过此次事故，矿井吸取事故经验教训，加强了对员工的日常安全培训，落实员工间《“自保、互保”责任书》的签定。通过制定支护质量验收管理制度，落实责任，加强日常检查等措施，矿井从“3.9”事故后掘进面没有发生过一起顶板伤人事故。
五、事故经验教训
(一)事故教训
本次事故是一起典型的责任事故。首先，矿级管理人员从思想上没有高度重视安全工作，从小事抓起，防微杜渐，坚持把安全工作做实做牢。
第二要矿工要坚决杜绝违章行为，事故的发生，绝大多数都是人为因素造成的，说到底就是违章作业造成的。违章是安全的天敌，是事故的源泉。只要我们不管在什么时候、什么地点都能遵章作业，规范操作，事故就会远离我们煤矿。
第三要学习掌握好煤矿安全知识和安全技能。光有安全意识是不够的，要做到自我保护，还要有必要的安全知识与技能，并把这些知识和技能运用到实际工作中，这样才能真正做到“四不伤害”。
第四要把安全工作落实在现场、落实在行动中。安全有规程，操作有标准。要将《煤矿安全规程》、标准化标准、现场安全措施等规章和措施，落实到本职岗位中、落实在现场。
(二)深度反思
1、支护设计方面
顶锚杆采用选用φ18×1800mm砂浆锚杆，水泥药卷支护。由于在顶板有裂隙淋水的地方，水泥药卷受淋水的侵蚀锚固效果变差，在此区域未提高支护强度。
2、组织管理方面
在掘进工作面遇到顶板较破碎，局部淋水大条件时，没有引起各级管理人员的重视，未辨识出安全生隐患。
3、工人思想麻痹大意
工人习惯性违章，把违章作业视为高效工作的最佳途径，形成了一种“视违章作业不以为耻，反以为荣”的错误价值观。
案例十：寸草塔二矿22116辅运顺槽顶板伤人事故
一、工程概况
(一)工作面开采条件
工作面位于22煤一盘区东翼，22煤回风大巷延伸段南东侧，布尔台23101采空区北东侧。煤厚1.8～3.2m，煤层倾角1～3°，赋存稳定。直接顶为砂质泥岩，厚度6～10m;老顶为粉砂岩，厚度10～20m；直接底为砂质泥岩厚度3.5～8.5m。
22116工作面回采长度1671.6m，工作面宽度320m。22116主辅运顺槽设计长度1826m,规格5.4m×2.8m,连采机双巷掘进，循环进度7m。事故发生在22116辅运顺槽掘进至800m附近。
表1 煤层顶底板情况表
老 顶 粉砂岩 10～20m 灰色，以石英为主，长石次之，水平层理，平坦状断口，含植物化石碎片，半坚硬。
直接顶 砂质泥岩 6～10m 深灰色，平坦状断口，水平层理，含丰富植物化石碎片及云母，半坚硬。
直接底 砂质泥岩 3.5～8.5m 深灰色，平坦状断口，水平层理，含丰富植物化石碎片及云母，半坚硬。
(二)主要配套设备
12CM15-10B型连采机，4A00-1637-WT型锚杆机，10SC32-48B-5型梭车，PZL480/150型号破碎机各一台，具体见表2。
(三)巷道支护情况
顶板支护：采用圆钢锚杆+钢筋网片+锚索支护，锚杆规格为φ18×2000mm圆钢锚杆，钢筋网片规格为φ6.5×2700×1200mm，锚索规格φ15.24×8000mm；锚杆间排距1250×1000mm，每排5套，锚索间排距2500×2000mm，每排2套。
副帮支护：采用圆钢锚杆+铅丝网片支护，圆钢锚杆规格φ16×1800mm，间排距1000×1000mm，每排3套，矩形布置；铅丝网片45×45mm10#镀锌铁线，全断面支护。
正帮支护：采用玻璃钢锚杆+塑料网片支护，玻璃钢锚杆规格φ20×2000mm，间排距1000×1000mm，每排3套，矩形布置；塑料网片40×40mm网格，全断面支护。
二、事故经过及造成的损失
(一)事故经过
2009年9月4日，寸草塔二矿连采二队8点班接班时，22116主运掘进工作面最后一排锚杆未支护，接班后，辅运顺槽工作面开始掘进。当掘进3.5米时，梭车因电缆故障无法运行，跟班队长组织人员处理故障，其他人配合锚索队补打锚索。待梭车故障处理后，退出梭车，支护顶板。班长王某见梭车停止运行，退出连采机，离开驾驶室，去观察辅运工作面顶板情况，王某观察顶板无异常后，来到梭车停放处，叫梭车司机李某在空顶下帮助他测量刚刚完成掘进的巷道宽度，当王某在测量过程中，行走至巷道中间时，顶板中部一块伪顶冒落，将班长王某砸伤，梭车司机李某立即组织救援，12:20将伤者护送升井送往医院救治。
图1 事故发生时工作面位置图
(二)造成的损失
本次事故造成一人重伤，当月工资总额及个人罚款累计约5万元。
三、事故原因分析
直接原因：当班班长王某违章进入空顶区域，违反了《煤矿安全规程》(2009)第41条：“掘进工作面严禁空顶作业”的规定。
间接原因：梭车司机李某“自保、互保、联保”意识不强，未制止张某的违章作业行为，违反了《煤矿安全规程》(2009)第5条：“职工有权制止违章作业，拒绝违章指挥”的规定。
四、采取的防治措施及取得的效果
(一)严禁任何人员进入空顶区域，只有在顶帮支护完好的情况下方可作业，空顶区域必须设置“禁止人员进入”的警示标识。
(二)在全矿范围内开展一次“自保、互保、联保”再教育，根据工作实际重新签订“自保、互保、联保”协议，矿内制度中细化考核实施细则，确保落实到位。
(三)采掘队结合《作业规程》和《煤矿安全规程》立足岗位进行一次危险源辨识活动，梳理岗位重大危险源，制定详细的管控措施，矿监督落实。
(四)加强员工安全培训教育，全面提高员工安全意识，强化员工理念，充分发挥赋予员工的权利，杜绝违章指挥、违章作业。
(五)此次事故在全矿范围内通报学习，其他区队举一反三，吸取事故教训。
五、事故经验教训
空顶作业有危险，作业时时要谨记。在日常管理中，牢固树立“安全第一”的思想，将自保、互保、联保工作落实到位，作业过程中首先做到自己不违章，敢于对违章指挥说不，发现别人违章，有权制止，安全技术措施落实后，方可进行作业。
案例十一：寸草塔二矿31204回风绕道顶板伤人事故
一、工程概况
(一)工作面开采条件
31204回风绕道工作面位于31煤一盘区，31煤辅运大巷延伸段南西侧。煤厚3.2～4.1m，煤层倾角1～3°，赋存稳定。直接顶为泥岩，平均厚度10.6m;老顶为砂质砂岩，平均厚度12.3m；直接底为细砂岩，平均厚度8m。
31204回风绕道布置在31204工作面大巷煤柱中，为31203、31204两个工作面回风巷。31204回风绕道设计长度183m,断面5.4×3.8m,掘锚机掘进。事故发生在31204回风绕道掘进至85m附近。
表1 煤层顶底板情况表
序号 顶底板 岩石名称 厚度(m) 岩性特征
1 老顶 砂质泥岩 12.31 砂质泥岩：灰白色，含丰富植物化石碎片，云母碎屑，具水平层理，半坚硬。
2 直接顶 泥岩 10.6 泥岩：深灰色，含丰富植物化石碎片，云母碎屑，具水平层理，半坚硬。
3 煤层 煤 3.2～4.08 黑色，条痕黑褐色，以暗煤为主，块状构造，条带状结构，断口平坦及参差状，沥青光泽，暗淡型，半坚硬。
4 直接底 细砂岩 7.99 灰白色，石英长石为主，泥质胶结，半坚硬。局部为深灰色砂质泥岩。
(二)主要设备配套
选用山特维克MB670型掘锚机、10SC32-48B-5型梭车、LY2000/980-10型连运机各一台。
表2 工作面主要设备技术特征表
MB670型掘锚机技术特征
采高范围 2800mm～4600mm 生产能力 25t/min
外形尺寸 11.2m×5.0m×2.8m 总功率 510KW
滚筒直径 1150mm 重 量 95t
滚筒长 5400mm 电 压 1140V
运输机宽 772mm 尾部旋转角度 45°
输送机长度 11000mm 厂 家 SANDVIC
10SC32-48B-5梭车技术特征
技术特征 主要参数 技术特征 主要参数
外形尺寸： 8.99×3.05×1.31m 总额定功率 88kW
电压等级 1140V 牵引电机功率 2×26kW
输送机宽度 1220mm 输送机电机功率 22kW
LY2000/980-10连运机技术特征
设计长度 9.5m 总装机功率 340KW
生产能力 1500t/h 供电电压 1140V
输送能力 1500t/h 破碎能力 1500t/h
物料粒度 200；300 行走速度 0-16m/min
总 重 25t 生产厂家 太原煤科院
(三)巷道支护情况
支护顺序先顶后帮，由上而下。顶板采用掘锚机支护锚杆、锚索，帮部最下两排锚杆人工支护。
顶板支护：采用螺纹钢锚杆+钢筋网片+锚索+π型钢带支护，锚杆规格为φ18×2100mm螺纹钢锚杆，钢筋网片规格为φ6.5×2700×1100mm，锚索规格为φ22×8000mm，π钢带规格为8×140×4600mm；锚杆间排距为1200/900×1000mm，每排6套，锚索间排距为1400×2000mm，每排4套,上π型钢带。
两帮支护：采用螺纹钢锚杆+铅丝网片支护，锚杆规格为φ18×2100mm，间排距800×1000mm，每排5套，矩形布置；铅丝网片45×45mm/10#镀锌铁线，全断面支护。
二、事故经过及造成的损失
(一)事故经过
2016年5月12日15:00，值班技术员李某组织召开班前会，班前会上安排按照地测站给定的腰线施工31204回风绕道，值班队干及跟班队长在班前会上强调了各项安全注意事项。15:45跟班队长李某带班入井，22:15一部皮带停止运转，带班队长李某出去巡查一部皮带停机原因，22:28皮带故障排除，22:31李某往工作面走的路上，皮带保护停止运转，喊话器上说工作面顶板离层，将支护工王某手指砸伤。经查明工作面已支护完3米，锚杆机司机李某和王某共同将网片放置在掘锚机临时支撑大架上，行走掘锚机准备支护第4米。王某在连接纵向网片时，顶板无任何征兆突然发生离层(2×1×0.05m)，将正在连网的王某右手食指从第二关节处砸伤。随即跟班队长李某汇报调度室和掘锚二队，23:20掘锚二队将伤者王某接送至地面，送往包头市第一附属医院治疗。
(二)造成的损失
本次事故造成一人受伤，共计处罚200933元，其中个人处罚20224元，连采二队集体处罚180709元。
三、事故原因分析
一 直接原因
1、王某现场危险源辨识不清,未执行敲帮问顶制度,安全意识不强，上坡掘进穿层巷道在已有顶板离层发生的情况下,冒失作业。对顶板离层观测不到位，对发生离层征兆没有预判，是造成此次事故的主要原因。
2、王某未按照《作业规程》规定顺序作业,应先支护锚杆再连网,而是违章进入空顶连网是造成事故的直接原因。
二 间接原因
1、掘锚二队安全管理不到位，对锚杆支护、上网片、连网的工艺执行落实不到位。班前会风险评估和危险源辨识针对性不强。
2、掘锚二队安全培训不到位，员工自保互保意识不强，在顶板不稳定且有离层现象的情况下，支护工也没有相互提醒处理隐患，也是造成此次事故的间接原因。
四、采取的防治措施及取得的效果
(一)组织全员开展一次安全知识再培训，重点对非常规作业、非常规作业项目的单元、可能产生的危害、工具仪器的使用方法、作业风险及防范措施和安全
知识及救护方法等进行学习，结合典型案例对这次事故进行全面剖析，吸取教训，提高员工安全意识。重点抓好现场作业人员的安全监控，杜绝违章作业。(二)作业区域环境、条件、空间等发生变化时，要重点针对变化条件进行班前会安全重点强调，使用合格的工器具、佩带个人防护用品。员工个人要做到岗前操作“六思而行”,即：做本项工作有什么风险？不知道不去做；是否具备做此项工作的技能？不具备不去做；做本项工作环境是否安全？不安全不去做；做本项工作是否有合适的工具？不合适的不去做；做本项工作是否佩带合适的防护用品？没有不去做；做本项工作是否知道工作标准及安全技术措施？不知道不去做。
(三) 加强班前会危险源辨识和现场风险评估，认真组织各岗位工重新对本岗位危险源进行全面辨识，将危险源辨识常态化，重点对特殊作业项目进行危险源辨识，确保工作过程中将各项管控措施落实到位。
(四)对《作业规程》、《操作规程》、《标准作业流程》进行细致梳理，对描述不详不细的部分进行补充完善，做到上标准岗、干标准活。
(五)认真填写各种记录，每班将重点作业内容及安全注意事项向下一班交代清楚，达到记录规范化、作业标准化。
(六)掘进支护顶网使用全断面网片,从源头杜绝在空顶下连网。
(七)临时支撑板面上好网片后，行走掘锚机到合适位置，用专用工具将网片扶正，然后再打锚杆，锚杆施工完毕以后再连网，从源头上杜绝磕手碰脚。
(八)给掘锚机钻架上或者临时支撑大架上安装前探梁，有鳞皮活石冒落、顶板离层等现象发生，起到支护缓冲的作用。
五、事故经验教训
日常管理过程中，要把习惯性违章的管控作为重点。利用危险源辨识、井下行为观察找到不规范行为，制定针对性的措施，并在作业规程、操作过程、危险源管控表中进行完善，通过培训学习和监督检查落实到位。
第二部分 综采面回采篇
案例一：大柳塔煤矿22404综采面“4.12”飓风事故
一、工程概况
22404综采工作面位于大井2-2煤四盘区，工作面埋深95～120m，煤层平均厚度4.7m，工作面长度219.4m。初采时顶板没有采取强制放顶措施。
图1 大柳塔井22404综采工作面示意图
工作面直接底为泥岩，老底为细粒砂岩，直接顶为粉砂岩，老顶为细粒砂岩。22404综采工作面顶底板情况如表1所示。
表1 22404综采工作面煤层顶底板情况表
顶底板 岩石名称 厚度(m) 岩性特征
老顶 细粒砂岩 >8 细粒长石石英砂岩：浅灰色，见小型交错层理，夹粉砂岩薄层，见少量植物化石碎片，泥质胶结。
直接顶 粉砂岩 4.7 灰色，波状层理，夹煤线。
直接底 泥岩 1.1 深灰色，水平层理，见小型滑动构造，破碎。
老底 细粒砂岩 12 细粒长石石英砂岩：灰白色，块状层理，粒度均匀，泥质胶结，与下伏岩层冲刷接触。
二、事故经过及造成的损失
2002年4月份，22404综采面开始回采没有采取强制放顶措施。2002年4月12日四点班，由于工作面工程质量差，本班接班后正常生产调整工作面，此时工作面推进了约50m。17时50分采煤机返刀扫顶，行走至65#支架时，支架后采空区顶板大面积突然垮落，形成巨大的空气冲击波，将正在65#支架前的采煤机司机魏某推倒，导致其头部受伤，经抢救无效死亡。
三、事故原因分析
(一)直接原因
魏某自保意识和危害辨识能力差，老顶来压期间个体防护不到位，安全帽未系帽带，冲击波将其吹倒时，头部直接撞在66#支架底座棱角上。
(二)间接原因
1、现场顶板管理不到位，老顶来压期间的安全防范措施落实不到位。
2、未采取强制放顶措施，对于老顶来压的预控措施缺乏科学性。
四、采取的防治措施及取得的效果
认真吸取本次事故教训，综采工作面初采期间采取超深孔爆破强制放顶技术，加强了综采工作面初采期间的顶板管理。
(一)采取超深孔爆破强制放顶技术
该技术的核心是长短炮眼搭配分组布置，增设加强眼和采用PVC管装药新工艺，下面作简要说明。
1、长短炮眼搭配分组布置
以活鸡兔井12312工作面强制放顶为例，对炮眼布置进行说明，如图2所示。炮眼仰角设计为30°，炮眼布置采用长短炮眼搭配分组“一”字形的布置方式，每组内设3个炮眼，炮眼间距7～10m。各炮眼的水平投影均在同一直线上，炮眼中心线距切眼中心线1m，根据12312工作面顶板关键层位置，确定炮眼长度分别为32m、28m和24m。
2、增设加强眼，确保放顶效果
在厚度大、完整性好、比较坚硬的顶板条件下，需要在上述炮眼布置的基础上每隔一组增设1个加强眼，以确保顶板的爆破效果，加强眼与每组炮眼中的最长炮眼的技术参数相同，将单孔变为双孔，孔间距1m，加强眼一般布置在切眼两端和中部。
区域1放大图 区域2放大图
图2 活鸡兔井12312工作面强制放顶炮眼布置图
3、采用PVC管装药新工艺
PVC炸药管制作工艺：将φ75mm的PVC管截成2m长，并在管子一头用PVC胶粘上管接头。用导爆索将所有PVC管穿起来，并留够导爆索外露长度。将已穿好导爆索的管子顺序折叠捆绑起来，将每组管子的一头管口用封口纸卷堵塞。再将PVC管竖起来，把有封口纸卷堵住的一头朝下，向管内装药，每米PVC管装药3.6kg，装药系数为0.7，采用水胶炸药，装满后用封口纸卷封住。
炮眼装药工艺：往炮眼内装药时，将制作好的PVC炸药管和PVC炮泥管用工程车运到井下放炮地点，然后人工将其一节一节地按顺序对接起来装入炮眼内，最后进行封孔。PVC管装药示意图如图3所示。
图3 强制放顶炮眼的PVC管装药新工艺示意图
综采工作面初采采用超深孔爆破强制放顶技术后，顶板得到充分破坏，取得了良好的放顶效果，消除了初采期间大面积悬顶产生飓风伤人的安全隐患。
(二)严格执行综采面初采顶板管理技术措施
为确保综采面初采期间的作业安全，综采面采取超深孔爆破强制放顶后，还应严格落实以下顶板管理措施：
1、工作面运、回顺正帮提前用喷漆标明推进距离，以便准确预测掌握初次来压。
2、初次来压前，工作面及两顺槽暂时不要悬挂太多的标识牌板，以防来压时的飓风使牌板乱飞伤人。
3、初次来压前工作面两头顺槽联巷暂不施工密闭墙，增加顶板垮落时的飓风排泄通道，降低工作面飓风强度。
4、初次来压前，工作面附近的其他工程都暂停作业，减少人员。
5、初采期间无关人员严禁进入工作面。
6、初采期间工作面全体作业人员必须佩戴头盔。
7、加强工作面支架管理，保证顶底板平整，支架架形及支撑状态良好，前梁接顶严密，初撑力达到252bar。
(三)准确判断综采面初次来压，确保安全隐患消除
综采面初采阶段顶板大面积垮落的飓风安全隐患是否彻底消除，必须在准确判断初次来压发生后方可确定，判断初次来压的标准有2个。
1、通过工作面矿压显现(如架前漏矸、工作面煤壁片帮、支架压力急剧升高、安全阀泄液等)，来判断工作面是否来压。
2、通过地表是否产生明显塌陷裂缝来判断。
以上两个标准必须同时具备，才能断定综采面初次来压已经发生，才能确定初次来压飓风伤人的安全隐患已经消除。
五、事故经验教训
(一)综采工作面初采期间必须采取强制放顶措施。
(二)初采期间必须制定专项的安全技术措施并严格落实。
(三)严格落实跟班制度，管理人员对安全隐患进行排查，并及时采取措施处理。
(四)个人防护用品必须到位，杜绝违章作业。
案例二：大柳塔煤矿52304综采面末采冒顶事故
一、工程概况
(一)工作面概况
工作面推进长度4547m，工作面长度301m，煤厚6.6～7.3m，平均6.9m。末采200m范围，煤层埋深254～275m。
(二)顶底板情况
52304工作面顶底板情况如表1所示。
表1 煤层顶底板情况表
顶、底板名称 岩石名称 厚度/m 岩 性 特 征
老 顶 粉砂岩 5.2～28.3 灰色，含完整植物化石，波状层理。
直接顶 粉砂岩 0～1.9 灰色，含植物化石，波状层理，泥质胶结。
伪 顶 泥岩 0～0.25 灰色、灰褐色，水平层理发育。
直接底 粉砂岩 0.8～5.6 灰色，泥质胶结，水平层理发育，局部有泥岩、细砂岩薄层发育。
(三)工作面设备配套情况
支架：郑煤ZY16800/32/70D液压支架，支护高度3.2～7m，工作阻力16800kN
煤 机：JOY-7LS8，采高3.5～7m
刮板运输机：DBT—3×1600kw
转载机：DBT 700kw
破碎机：DBT 700kw
(四)工作面矿压情况
初次来压：步距为73.3m。
周期来压：最小步距12.8m，最大步距27.2m，平均来压步距18.5m。
二、事故经过及造成的损失
(一)事故经过
2013年3月7日4:30分，52304综采工作面推进至距离回撤通道17m，支架增阻明显，但顶板整体完好，工作面平均采高5.9m，具备挂网条件，开始停机挂网。由于挂网过程及随后的割煤过程中受到较多影响，至3月9日18:00点，工作面共割煤2刀60架，因工作面压力大和推进速度慢，造成了38～108#架支架活柱行程下降了约1.5m，煤机无法通过。工作面压死及冒顶经过如表1所示，压死后支架活柱下缩量如表2所示，平衡油缸活塞杆伸出量如表3所示。
表2 52304工作面支架压死及冒顶经过
日期 时间 工作面情况
3月7日 4：30 工作面顶板整体完好，支架增阻明显，平均采高5.9m，具备挂网条件，决定停机挂网
4：30～10:30 工作面打锚索，打锚索过程中30～40#支架有轻微漏矸，漏矸高度0.5m
10:30～13：30 上钢丝绳、拉紧钢丝绳到位
13：30～15：30 运输柔性网到位
15：30～0:00 组织展网、起吊、联网。50～110架活柱下沉量约300mm。
3月8日 0:00～3:30 联网，挂第1、2道钢丝绳
3:30～5:00 正常组织生产，煤机向机尾扫底刀，由机头行驶到机尾位置，工作面30～45#、100～120#支架有漏矸，漏矸高度约5m，端面距约2m
5:00～9:00 由于矸石冒落到柔性网上形成网兜，拉架困难，煤机行走缓慢，煤机由机尾行至40架向机头位置
9:00～10:00 30～35#架有矸石落在网片上，导致网片无法提升到位，用导链起吊未进到顶梁上的钢丝绳，同时处理网兜内的矸石，此时50～110架活柱下沉量约800mm
10:00～10:30 煤机由40架行走到机头位置，然后由机头返回，行驶至向机尾45架位置
10:30～15:00 继续用导链起吊未进到顶梁上的钢丝绳，同时处理网兜内的矸石。14:00～15:00，由于40～50#溜子推不出去，煤机无法通过，气割割掉煤机机身上的工具箱
15:00～22：00 继续组织生产，由于支架活柱不断下沉，煤机行走困难，有刮卡护帮板现象，22:00时煤机行走至机尾位置。50～110架活柱下沉量约1000mm。
22：00～0：00 煤机停在机尾位置，气割煤机左侧调高油缸护罩和右侧调高油缸护罩的外层护罩
3月9日 0：00～6:00 继续气割煤机左侧调高油缸护罩和右侧调高油缸护罩的外层护罩，右侧油缸内层护罩未拆掉
6:00～9:00 拆卸调高油缸护罩完毕，继续生产，煤机行驶至110架向机头位置
9:00～9:30 交接班，煤机在105架向机头位置。开始生产行走至100#架时，右摇臂内层调高油缸护板发生刮卡移动，挤坏2根煤机摇臂升降油管，无法生产
9:30～15:25 组织更换油管，由于护罩变形挤死阀组，无法更换，决定割掉右侧调高油缸内层护罩，然后对油管进行更换。更换油管停机时间长达6小时，70～90架采高约4.3m，支架活柱行程下将约1.5m左右
15:25～16:30 油管更换完毕，开机生产。煤机行至88架，护帮板刮卡严重，无法通过
16:30～18:00 决定对采高低的88～50架区域进行起底放炮，同时煤机继续向机尾返回，返回过程中煤机电缆与柔性网发生刮卡，进行处理。截止到18:00时，工作面38～108架支架活柱行程下降了约1.5m，煤机无法通过
表3 工作面支架压死时活柱下缩量统计表
支架范围 1～30# 31～60# 61～90# 91～120# 121～151#
平均活柱下缩量(mm) 300 1500 1600 1500 400
表4工作面支架平衡油缸活塞杆伸出量统计表
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
支架范围 44～59 43～50、85～117 43～50、85～117 85～117 96～116 100～116
平均伸出量/mm
(极限值为680) 670 650 650 670 670 670
最大伸出量/mm
(极限值为680) 680 680 680 680 680 680
(二)支架压死后逐步发生冒顶的过程
3月7日，30～40#支架有轻微漏矸，冒高约0.5m，端面距1m，工作面30～130#支架立柱平均压力为430bar左右。
3月8日，30～45#、100～120#支架有漏矸，冒高约5m，端面距约2m，工作面30～130#支架立柱平均压力为440bar左右。
3月9日至11日，工作面未推进。工作面30～45#、100～124#支架有漏矸，30～45#支架冒高约5m，端面距约2.5m。100～124#支架冒高约4m，端面距约2m，工作面30～130#支架立柱平均压力为410bar左右。
3月12日，40～60#支架、100～120#支架漏矸较严重，冒高约5m，端面距3m，工作面整体压力较大，30～130#支架立柱平均压力为410bar左右。
3月13日至16日，工作面未推进。漏矸严重的区域集中在40～60#支架、100～120#支架，冒高约7m，端面距约3m，工作面70～120#支架立柱平均压力为420bar左右，其他区域压力在300bar以下。
3月17日，工作面40～65架冒顶严重，冒高约10m，端面距约3m，工作面无压力。
3月18日，工作面40～65架冒顶严重，冒高约10m，端面距约3m，工作面无压力。
3月19～20日，工作面100～120架漏矸严重，冒高约7m，端面距约3m，工作面无压力。
3月21～22日，工作面65～75架、90～97架、106～115架漏矸较严重，工作面整体切顶，冒高约5m，端面距约2.5m，工作面无压力。
3月23日后，工作面漏矸全部控制住。
三、事故原因分析
(一)直接原因
1、末采贯通期间工作面矿压显现强烈，末采200m范围，煤层埋深明显增大，达到254～275m，工作面周期来压压力大，中部30～110#支架来压期间平均压力达到450bar以上。
2、工程质量调整存在问题，由于煤机司机未掌握好底刀，贯通前工作面底板未割平，30～60#架抬刀幅度大，顶煤留设少，支架支护效果差，造成顶板漏矸，工作面来压过程中漏矸逐步扩大，导致冒顶。
3、贯通期间，接连出现了设备故障影响，包括马蒂尔折返滚筒损坏、运输机飘链、运输机机尾伸缩油缸损坏，运输机压死等故障，影响了工作面正常推进，造成冒顶的进一步扩大。此套设备累计过煤量达到1120万吨，设备状态差。同时，设备日常维护不到位，贯通前检修工作不到位。
(二)间接原因
1、贯通前，只组织到100个卸载值为470bar的立柱安全阀。仅将30～120#架各架更换1个安全阀，导致来压时，支架活柱下缩严重。
2、贯通前，仅将煤机顶盖板拆掉，未将煤机调高油缸护罩、工具箱等设备全部拆除干净。导致割煤过程中煤机刮卡网片及支架护帮板，影响了工作面推进速度，导致活柱下缩量逐渐增大。
3、挂第一根钢丝绳时，打锚索长度为4m，长度较短，并且锚索未用托盘紧固，冒顶过程中锚索脱落，钢丝绳未能进入到支架顶梁，顶板矸石落在柔性网上，形成网兜，停机处理减缓了工作面推进速度，同时造成顶板冒落范围不断扩大。
4、工作面许多地段拉架时，顶板矸石落在柔性网上，形成网兜，影响了拉架和煤机通过，停机处理时间长，工作面推进速度慢，造成活柱下缩量不断增大。
5、煤机机身高，JOY-7LS8采煤机，在未拆卸顶盖板之前机身高度为3.7m，将顶盖板、摇臂调高油缸护罩全部拆除后，机身高度为3.35m。机身高度过高也是造成压死支架的一个客观原因。
6、贯通前，提前降低了采高，距离回撤通道20m时，工作面开始降采高，由6.2m采高降到5.9m。
7、工程质量调整差，30～60#架抬刀幅度大，运输机推不出去，煤机通过困难响了工作面推进速度。
8、拆卸掉支架护帮板后，失去了护帮板对于顶板冒落矸石的支护作用，导致冒顶扩大。
9、冒顶发生前期，拉架人员多，操作方法不正确，对顶板扰动大，一定程度上造成了冒顶范围的扩大。
四、采取的防治措施及取得的效果
(一)采取的防治措施
1、注马丽散加固煤柱
注马丽散作业主要分为三个阶段进行，第一阶段主要是加固8m范围的煤柱，注射时间为3月10日至12日。第二阶段加固13m范围的煤柱，并且对2、3、4、5贯通调节巷两帮的煤柱进行加固，注射时间为3月13日至18日。第三阶段主要加固煤柱及上方顶板，注射时间为3月19日至22日。注马丽散钻孔布置图如图2所示。注马丽散钻孔设计见表1所示。马丽散注射统计图如图3所示。
图1注马丽散钻孔布置图
2、割煤工艺调整
(1)工作面冒顶期间，割煤的总体原则是，尽量使生产期间冒落的矸石落在煤机机头滚筒侧，避免落在机尾滚筒侧，防止煤机破碎机前堵大块影响工作面正常推进。
(2)煤机由机尾向机头割煤方法
由机尾向机头割煤时，由于大部分区域超前支架已经拉出，煤机两个滚筒只扫底刀，在85～95#架未割顶煤的地段，前滚筒扫顶刀，后滚筒扫底刀。割完此区域后，煤机向机尾方向退到95#架，然后集中拉出85～95#架支架。之后煤机继续向机头行走。30#支架向机头区域割顶刀，并跟机拉架，机头割通后，煤机直接返回向机尾割煤。煤机向机头割煤过程中，只推出120#架向机尾的运输机，其余地段不推溜。割煤工艺示意图如图2所示。
图2 煤机由机尾向机头割煤方法示意图
3、煤机由机头向机尾割煤方法
煤机由机头向机尾割煤时，扫顶扫底，正常推溜，推溜后将能拉超前的支架全部拉出，煤机由120#架直接入窝，吃三角煤。
(二)取得效果
1、在注马丽散加固的区域，推进过程中煤柱稳定性良好，未出现显著的片帮。在距离回撤通道8m时，顶板漏矸得到全部控制，支架全部钻入煤体内。
2、采煤工艺调整后，工作面大块得到一定程度的控制，减少了矸石在煤机机尾侧滚筒的冒落，大大缩短了放炮处理大块的时间。拉架措施的执行，有效地控制了梁端距，提高了顶板的支护效果。
五、事故经验教训
(一)管理方面
1、大采高工作面贯通前，矿内必须高度重视，并且针对综采队人员配置情况，提前对参与贯通的人员进行调整，组织精干力量参加工作面贯通工作。
2、综采队要严格落实矿内关于挂网工作的各项工作安排，并且传达给每一位员工。
3、加强员工的技能培养，挂网期间安排有经验的岗位工操作。
4、提升区队全局把握工作的能力，提升队干部业务能力。
5、队干部之间加强协调和沟通，安排工作时，必须统一思想。
(二)工程质量方面
1、贯通时，必须安排老司机进行操作，保证工程质量。
2、准确掌握工作面顶底煤情况，距离回撤通道提前50m将工作面调整平直，工作面整体推进度一致。
3、挂网之前严禁提前降低采高。
4、贯通期间严格掌握好抬落刀幅度，每刀抬卧刀量不得超过100mm，抬落一刀平一刀，杜绝出现大起大落现象。
5、拉架时，顶板好的状态下，及时跟机拉架。高冒区不得跟机拉架，必须等煤机过去后，根据顶板情况再集中拉架，拉架时最多两人拉架，严禁随意动架。
6、确保支架良好的架型，在顶板冒落地段，在拉架时要收平衡油缸，使顶梁状态基本保持一致，支架拉出后关闭自动补液按钮。
(三)设备方面
1、52304工作面采用工作阻力为16800kN的支架，选取工作阻力更大的液压支架。
2、建议增强柔性网的强度，将600×400kN/m2的增加为800×800kN/m2，建议将挂网时挂的几道钢丝绳直接编入到柔性网内。
3、加强设备的日常检修和维护，保证设备在贯通前状态良好，运行正常。
4、贯通前，必须将需要更换的立柱安全阀全部更换到位。
5、贯通前，将煤机机身上多余的部件一次性拆卸完毕。
6、贯通前，对工作面所有设备进行彻底检查和检修，有问题的设备提前进行更换。
7、煤机无法通过时，对于采取拆卸护帮板增加高度的方法，采用时一定要慎重，必须考虑到拆卸掉护帮板后对冒顶控制的影响。
(四)技术方面
1、认真做好矿压观测，掌握好来压步距，根据工作面压力情况，可以调整挂网位置，确保挂网期间工作面没有压力。
2、贯通期间工作面矿压显现强烈时，必须予以高度重视并及时采取措施，一切以保证工作面快速推进为重点，防止因停机时间长或者工作面推进速度慢，造成各种问题的出现。
3、每个圆班探一次工作面底煤，随时掌握好工作面顶底煤情况。
4、此次贯通期间，由于支架活柱下降幅度大，架型变化较大，再加上放炮的影响，工作面支架的架号牌和贯通提示牌，很多损坏或丢失。同时，由于回撤通道内作业人员多，贯通标识杆也多有毁坏，在今后贯通过程中，要将这些提示牌在显眼位置固定牢靠，发现丢失及时补齐，回撤通道内标识杆要放置牢靠，安排专人负责检查。
5、增加回撤通道与回撤辅巷间的煤柱尺寸，由现在的20m增加到30m。
案例三：大柳塔煤矿52307综采面老顶垮落推出支架挤坏煤机摇臂事故
一、工程概况
52307综采工作面推进长度4462.6m，工作面长度301m，煤厚7.1～7.4m，上覆基岩厚度为135～165m。
(一)煤层情况
工作面煤厚7.1～7.4m，平均7.2m。煤层底部发育1～2层夹矸，夹矸厚度约0.05～0.15m，岩性为泥岩。工作面煤层整体呈宽缓坡状构造，底板标高为987.8～1025.5m，最大相对高差为37.8m。工作面煤层特征表如表1所示。
表1 煤层特征表
煤层厚度(m) 7.2 结构 简单 倾角 1～3°
煤层情况 工作面煤厚7.1～7.4m，平均7.2m，宏观煤岩类型以半暗型、半亮型煤为主，夹部分亮煤及暗煤。煤层底部发育1～2层夹矸，夹矸厚度约0.05～0.15m，岩性为泥岩。工作面煤层整体呈宽缓坡状构造，底板标高为987.8～1025.5m，最大相对高差为37.8m。
(二)煤层顶底板情况
52307综采工作面煤层顶底板情况如表2所示。
表2 52307综采工作面煤层顶底板情况表
顶底板 岩石名称 厚度(m) 岩性特征
老顶 细砂岩 2.9～21.8 灰白色，分选中等，磨圆度好，成分以石英为主，泥质胶结，波状层理。
直接顶 粉砂岩 0～2.8 灰色，微波状层理，泥质胶结，富含植物化石。
伪顶 泥岩 0～0.25 灰色、灰褐色，水平层理发育。
直接底 粉砂岩 1.7～5.2 灰色，泥质胶结，水平层理发育，局部有泥岩、粗砂岩薄层发育。
(三)工作面设备配套情况
52307综采工作面设备配备情况见表3所示。
表3 52307综采工作面设备配备情况
序号 设备名称 规格型号 序号 设备名称 规格型号
1 采煤机 EKF SL1000-6698 5 刮板输送机 3×1600KW
2 中部支架 ZY18000/32/70D 6 转载机 700/350KW
3 端头支架 ZYT18000/28/55D 7 破碎机 700/350KW
4 过渡支架 ZYG18000/32/70D
(四)工作面矿压情况
通过对52307综采工作面矿压数据的收集统计，得到52307工作面矿压显现主要规律如下：
(1)工作面周期来压步距20～30m，平均来压步距25m，具体见下表。
表4 工作面推进至3105～3244m和3285～3415m期间来压步距统计表
周期来压起始位置/m 3107～3130 3130～3156 3156～3185 3185～3205 3205～3225
来压步距/m 23 26 29 20 20
周期来压起始位置 3286～3315 3315～3345 3345～3372 3372～3393 —
来压步距/m 29 30 27 21 —
平均来压步距 25m
(2)工作面周期来压时压力值在450bar左右，局部压力显现强烈区域压力值达到470bar。其中来压持续段长度5.6～8m，安全阀开启率30%，工作面活柱下缩量300mm左右，两顺槽顶板无离层和下沉等情况。
(3)工作面推进至3280m后，工作面周期来压的同步性较差，整体上呈现前半部和后半部两段交替来压的特点。其中前半部压力集中在25～80#架区域，后半部压力集中在60～135#架区域。
(4)工作面推进至3010m之后，平均来压步距约25m，较之前的来压步距明显增大。在之前工作面推进至2600～2850m区域时，平均来压步距15.5；推进至2850m至3010m区域时，平均来压步距19.7m。分析引起周期来压步距增大的主要原因是工作面的推进速度加快和埋深逐步增大。
(5)工作面最近一次的来压位置为距切眼3393m处，来压持续了9m，压力甩过后至目前停机位置(距切眼3415m)，工作面呈现无压状态。
图1 工作面矿压数据分布图
二、事故经过及造成的损失
2017年3月28日，大柳塔煤矿7.0m采高52307工作面推进至3413m处，采煤机停在130～140#支架正常停机检修，液压支架压力数据为260～310bar。12:10分工作面133～145#支架采空区老顶垮落，将133～145#支架推出，将运输机及采煤机推出挤在煤帮上。12:20跟班队干汇报矿调度指挥中心，启动故障抢修预案。12:45经现场诊断，发现采煤机左摇臂耳座托架变形，左行星减速机构外齿圈断裂、行星头浮动密封损坏，右摇臂行星减速机构内部轴承损坏，现场无法修复，确定更换左、右摇臂。工作面推出液压支架位置如附图2所示。
图2 52307工作面老顶垮落推出支架的位置示意图
23:00左、右摇臂更换完毕，开始试生产，3月29日0:00正式恢复生产，影响生产10小时，直接经济损失超过500万元。
三、事故原因分析
(一)工作面回采速度加快，周期来压步距变大。自2017年3月15日开始52307综采面调整为主采，工作面周期来压步距逐渐增加，顶板悬垮距离变大。
(二)由于工作面回风顺槽顶板支护作用及顺槽煤柱支撑作用，造成工作面机尾三角区域老顶在工作面周期来压时未及时垮落，老顶形成大块结构。
(三)52307工作面在133～145#支架上覆老顶形成大块结构后，整块结构整体失稳、下沉，作用于支架掩护梁，对支架掩护梁施加一个向前的分力，推动支架前移，将采煤机挤在煤壁上，损坏采煤机摇臂。
52307工作面支架推出机理示意图如图3和图4所示。
图3 老顶大面积突然垮落前顶板结构
图4 老顶大面积突然垮落后顶板结构
(四)52307工作面平均采高6.8m，上覆直接顶最厚为2.8m。直接顶紧跟工作面垮落后，最大充填高度4.5m(碎胀系数1.6)，垮落矸石无法完全充填支架后冒落空间，导致支架后垮落矸石与老顶间存在较大间隙，无法对老顶垮落形成支撑和缓冲作用，使老顶垮落直接作用于支架掩护梁，导致支架被推出。
四、采取的防治措施及取得的效果
(一)提前对工作面两端头三角区顶板实施高压水预裂。在工作面两端头区域上覆顶板采用高压水预裂技术提前弱化老顶，预裂钻孔深度一般为30m，在需要施工的区域沿顺槽方向每15～20m预裂一次。
(二)两顺槽严格执行退锚措施。两顺槽端头架顶梁前端4m范围提前实施退锚，切断端头三角区域易形成悬顶的条件。
(三)尽量保证工作面匀速推进。避免推进速度过快或者过慢，造成老顶周期来压不规律，更容易形成架后悬顶。
(四)工作面采高严禁超过6.9m。7m采高液压支架的最大升起高度为7m，为了确保支架接顶支护效果良好，工作面采高严禁超过6.9m。
(五)加强工作面支架管理。保证支架架形及支撑状态良好，前梁接顶严密，初撑力达到252bar，护帮板到位。有悬顶的区域安排专人检查，二次补升初撑力到位。严格执行顶板管理“五到位”制度，即护帮板到位、初撑力到位、伸缩梁到位、跟机拉架到位、超前拉架到位。
(六)加强工程质量管理。保证工作面工程质量，保持顶底板平整，控制好煤机抬落刀幅度，尤其严禁采煤机连续卧刀，避免造成工作面底板连续下坡给支架推出创造条件。
(七)统计好矿压数据，采煤技术员及时对矿压进行分析，准确掌握来压规律，预测来压前及时告知。
五、事故经验教训
分析采煤机摇臂损坏事故原因，吸取教训，制定了专项的防范措施。
(一)生产期间安全防范措施
1、工作面有悬顶时，禁止任何人到架前作业，禁止在架缝间停留或坐在架间液管上休息。
2、悬顶区域支架工拉架应滞后底滚筒拉架，预防悬顶垮落推出煤机损坏采煤机。
3、更换架前安全立销，观察无悬顶时方可更换，必须有专人监护，保证护帮板支护到位，初撑力到位，关闭本架邻架闭锁及进液截止阀。
4、生产过程中马蒂尔司机、机头工系好保险带，防范老顶垮落飓风冲击。
5、机头吃三角煤或推移机头机尾时，专人监护禁止人员通过；马蒂尔司机和机头工监护好通过运输顺槽过往的人员。通过时要迅速，发现有耳鸣或耳膜压迫感时立即蹲下并抓住身边固定可靠物体。
6、拉超前支架必须拉好过渡架，便于人员通过，防止液管与大柱距离过近人员通过时支架突然推出，夹伤行人。
7、加强员工的教育培训，确保每一位员工熟悉采空区老顶垮落的危害及防范措施。
(二)检修作业期间安全防范措施
1、机头机尾30架范围内，禁止采煤机停机检修，应该在端头30架范围外的三无地带且采空区无悬顶处停机检修。
2、检修采煤机区域禁止其他岗位平行作业，检修煤机区域护帮板、初撑力、伸缩梁必须到位。检修煤机滚筒时必须做二次防护。
3、检修时三角煤不要割透，割出机窝就行。
4、悬顶检修时，初撑力必须升紧达到252bar以上，护帮板必须打到位，严禁登高作业。
5、悬顶区域禁止降架检修检修支架。
6、在端头检修三机时登高作业必须系安全带，并且专人监护。
7、检修期间人员严禁站在架缝中间，防止来飓风时把作业人员吹在大脚前。
案例四：补连塔煤矿12401综采面顶板漏冒事故
一、工程概况
(一)开采条件
12401工作面上覆岩层内有一砾石层，为主要含水层，共有5个异常区，其中第一个异常区含水层厚度为81m，第四异常区含水层厚度为107m。工作面从过补连沟(推进1650m)开始出现涌水，周期来压的期间，工作面涌水明显增大，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日等相继出现大的涌水，涌水量在200～600m3/h，其中最大一次4月8日瞬时涌水量在2000 m3/h。
表1 煤层顶底板特征表
名称 岩石名称 厚度/m 岩 性 特 征
老 顶 砂岩 >20 灰白色，半坚硬，泥质胶结
直接顶 砂质泥岩 3～7 灰色，泥质胶结局部以石英为主，波状层理
伪 顶 泥岩、粉砂岩 1～6 黑灰色，以泥岩为主，遇水易软化
(二)主要设备配套
支架：机尾段40架采用北京煤机厂生产5.5m支架，机头段116架采用JOY生产的5.5m支架。
煤机：JOY-7LS
刮板运输机：JOY—3×1000kw
(三)工作面矿压情况
初次来压：步距为47.5～61.9m，平均52.3m。
周期来压：最小步距14m，最大步距80m，平均来压步距49m。
工作阻力：来压时平均阻力达到9369kN，最大达10231kN，超出其额定工作阻力8670kN。
二、事故经过及造成的损失
(一)事故经过
1、冒顶过程及程度
2007年5月11日4时，12401工作面推进2595m，煤层厚度4.6m，采高4.3m，冒落范围99～107#架，端面冒宽1.5～2.0m，冒高1.8～2.5m。
5月13日1时，采用机尾加刀控制住冒落顶板。
5月14日～15日，工作面再次发生冒顶，冒顶范围80～119#架，端面冒宽2.0-3.0m，冒高2.0-3.5m。
5月16日～20日，在处理冒顶过程中，80～90#架接顶，110～120#架顶板再次发生冒落，端面冒宽1.5～4.0m，冒高1.8～4.5m。
5月21日至28日，冒顶范围基本稳定。
5月29日4时，工作面90～132#架冒顶，端面冒宽0.5～4.5m，冒高1.8～4.5m。之后开始注高分子材料。
6月11日6时，在注高分子材料区域105～115#架再次发生冒落，端面冒宽1.0
～3.0m，冒高1.0～4.5m。2、倒架过程
5月14日前，第一次冒顶过程中，由于受向斜、冒顶、窜溜影响，80～101#架发生轻微倒架，向机尾倾斜，倾角约10°。
5月16日，由于受调面及冒顶区域支架不受约束影响，支架倾斜范围扩展到65～110#架，其中85～106#倒架较为严重，倾角达18°，95#、101#架同时纵向倾斜，部分支架大脚已经压到推拉杆上，80～110#架支架和刮板机不能移动。
5月17日～29日，主要以扶架和处理矸石为主，同时工作面在冒顶区继续向前推进。
6月7日，在注射高分子材料后，在机尾割煤扶架过程中，倾斜范围扩展到118#架，95#架到机头已经扶正。
6月7日～10日，在注射高分子材料加固顶板的同时，主要工作以扶架为主，6月10日将所有支架基本扶正，开始割煤。
6月11日，冒顶区在割煤过程中，工作面二次来压，再次发生冒顶，冒顶范围105～115#架，导致102～114#架再次倒架，倒架倾角达17°。
(二)造成的损失
1、该事故直接造成工作面停产大约1个月，直接影响产量70万吨。
2、该事故注高分子材料4000桶，约花费600万元。
三、事故原因分析
(一) 冒顶原因分析
1、工作面涌水量大，顶板水解软化，水解系数为0.2～0.5，顶板强度降低2～5倍。涌水量大导致工作面不能连续正常生产，端面悬顶时间长。
2、工作面矿山压力较大，煤壁片帮严重，端面距大。
3、12煤地质条件相对复杂，底板起伏较大，最大倾角8°，经常出现背向斜构造，存在构造应力，导致顶板破碎。直接顶为复合顶板，层理发育，强度较低，易冒落。
4、支架选型不合理，工作阻力偏小。周期来压时，活柱下沉量大(300～700mm)，加剧断面顶板拉、剪、切破坏。
5、工程质量管理不严，80～110#架淤泥积水多，未及时清理，导致推溜困难，循环步距小，相对工作面滞后。
6、支架支撑状态差，支架推拉困难，反复支撑顶板，导致顶板更加破碎，支架压住推拉杆，未达到初撑力。
7、现场组织不力，浮煤清理不到位，损坏推拉油缸，没有对关键问题进行处理。
8、工作面设备运行状态差。支架推拉油缸损坏，在未及时更换的情况下仍然生产；综采设备停产时间长，5月9日更换TTT，处理链轮及通讯故障停机31小时，导致工作面煤体及端面破坏加剧。
(二)倒架原因分析
1、JOY支架本身稳定性较差。
(1)同DBT支架相比重心高，调面时掉向困难；
(2)销轴孔配合间隙大，整体刚度不够，顶梁与底座同步性差。
2、工作面运输机向机头窜动，导致支架向机尾倾斜。
3、浮煤、淤泥清理不及时，拉架时，使用起底油缸，使底座处于浮动状态。
4、底板软化严重。
5、受冒顶的影响。
6、运输机局部弯曲问题。
7、受向斜构造的影响。
8、工程质量和支护质量对倒架造成影响。
9、工作面压力较大。
四、采取的防治措施及取得的效果
(一)冒顶处理过程
1、第一次冒顶处理方案：采用机尾加刀，调斜工作面，放炮处理冒落矸石，保证工作面机道畅通，快速通过冒顶区。5月14日冒顶得到控制。
2、5月15日：在该区域再次冒顶、倒架，工作面不能向前推进，决定先扶架，边向前推进，边处理冒顶。
3、5月29日：又一次冒顶，冒顶范围扩展到90～133#架。研究拟定采用木支柱、架棚支护顶板通过冒顶区，但考虑到施工安全问题，决定采取强制通过冒顶区域方案。在95～112#架煤机过不了区域，采用炮采通过，由于水大，在该区域没法实施，最终决定对冒顶区及相关区域采用灌注玛丽散加固，罗克休充填，来通过冒顶区。
4、6月11日：再次冒顶后，采用灌注玛丽散、罗克休支护顶板通过冒顶区。
(二)冒顶处理方案
重点介绍第三冒顶处理方案，该次冒顶处理时将冒顶段分为六个区域进行处理：
图1 冒顶区域灌注处理方案示意图
1、第一区域(133～123#架)处理方案
首先采用罗克休材料进行充填，充填快到顶板时，再采用马丽散进行加固。
