水灾事故及隐患处理措施

篇2：特大型煤瓦斯突出事故发生条件及防范措施

20**年4月7日前,芦岭煤矿共发生煤与瓦斯突出14起,突出总煤量仅为1329t,突出总瓦斯量为24788m3;最大一次突出煤量314t,平均突出煤量95t/次,瓦斯量1770m3/次,基本上均为小型突出,其中大多数为压出和倾出类型。20**年4月7日04:18,818—3#溜煤岩石斜巷掘进工作面发生了突出煤量10.5kt、瓦斯量930km3、死亡14人的特大型煤(岩)与瓦斯突出,而且是在石门前方有11.2m岩柱的条件下发生的,这在我国尚属首次。因此,对这次事故的发生条件、发生原因、经验教训以及防范措施进行分析,对防止类似事故的发生具有重要的指导意义。

1?矿井概况

芦岭煤矿属宿东煤田,井田东西走向长8.2km,倾斜宽3.6km,面积29.5km2,设计生产能力为1500kt/a。从1988年起,对矿井进行改扩建,改扩建后年设计生产能力为2400kt?a,20**年实现扩建达产,实际生产能力为2460kt/a。

矿井开拓方式为立井石门开拓,分3个水平,一水平标高为—400m,二水平标高为—590m,三水平标高暂定—700m。矿井为高瓦斯突出矿井,20**年矿井绝对瓦斯涌出量129.25m3/min,相对瓦斯涌出量31.49m3/t,矿井总进风量13000m3/min。

矿井开采煤层有8煤、9煤、10煤3层。其中,8煤平均厚度9.0m,9煤平均厚度3;0m,8煤、9煤间距平均为3.5m,采用联合布置,在9煤底板岩石中布置采区上山及区段集中轨道平巷和集中运煤平巷,采用斜上山与煤层的运输巷、回风巷联络。10层煤平均厚度2.1m,独立布置。

2?事故区域概况

发生事故的Ⅱ81采区走向长1100m,倾向宽550m,开采标高下限为—590m。采区可采储量为9000kt,采区共有2个采煤面、6个掘进面(煤巷4个,岩巷2个),设计生产能力为500kt/a。在采区中部9煤底板布置有人行、运输、轨道3条上山(见图1),采区上山与区段岩石集中巷间通过石门联接。采区沿倾斜方向划分为4个区段。事故发生时,三区段为生产区段,四区段为岩巷准备区段。采区从一水平和二水平同时进风,东、西2翼各布置了1条回风上山,采区总配风量为5417m3/min。

采区实测煤层瓦斯压力为2.41—2.70MPa,按压力梯度预测,三区段瓦斯压力为3.68MPa,—590m水平最大瓦斯压力达4.10MPa。至20**年3月底共施工钻场30个,钻孔295个,连孔抽放283个钻孔。采区一至三区段生产揭露小型断裂构造较为发育,四区段在突出前尚未发现较大的地质构造。

3?事取经过

发生突出的是Ⅱ818—3#溜煤斜巷掘进工作面。该巷在20**年6月施工Ⅱ818—3#联巷时,已施工平巷4.7m,20**年4月2日恢复掘进施工。4月6日23:30瓦检员在迎头装药前测定CH4浓度为:工作面0.20%,回风流0.26%;23:40—24:00放炮,放炮后测定C1厶浓度为:工作面0.20%?,回风流0.26%。4月6日零点班(4月7日00:00—06:00)该掘进工作面出勤7人,4人在工作面打锚杆,2人在车场卸石子,1人看工具及充电。零点班人行下口风门时,发现风门有异常扇动,随即撤出;验收员在做炮泥时发现1股烟雾涌出;也随即撤离;2名在石门卸碴子的工人同时跟着撤离现场。跟班的1位区队工会主席在Ⅱ817轨道巷发现风筒有异响,遂带领该工作面施工人员撤离,在经过石门变电所时,发现该处煤尘较大,能见度很低,他将工人带至副井下口向矿调度汇报后又只身返回,发现石门变电所段已被煤岩堵塞。此时,因风流逆转,高浓度瓦斯已波及Ⅱ81和Ⅱ822个采区。瓦斯逆流3120多米,事故发生2h后(7日06:30)在风井扩散口测定瓦斯浓度为9%,26h后降到1%,58h后才降到事故前的正常值,即到4月9日10:00瓦斯浓度才降到0.6%。

突出时煤层底板距工作面法线垂距达11.2m,突出是以小断层弱面带为突破口的。据统计,这次突出煤岩量总计10500t,突出瓦斯量为938.2km3;填堵全巷道总长度796m,堆积煤厚超过200mm以上巷道34m(见图1);抛出50kg以上的岩块达100多块,其中重量超过5t的有2块:尺寸分别为2.15m*0.8m*l.35m和2.1m*0.8m*l.5?m.

由于突出强度大,瓦斯逆流往东冲毁Ⅱ818车场3道正反向风门,进入Ⅱ81轨道上山及Ⅱ81运输上山,然后彼及整个Ⅱ81采区;瓦斯流往西冲毁Ⅱ818岩石轨道巷2道正反向风门,逆流至Ⅱ81返煤下山,进入301皮带机巷和Ⅱ82返煤皮带巷,至Ⅱ82一区段皮带机巷,波及Ⅱ822—2工作面及8413的队里验收员于7日03:30到掘进工作面,看到顶板完好,锚杆钻眼已打完,正在安装锚杆,工作面上部钻眼已打完,2台凿岩机正在打下部钻眼。

4月7日凌晨04:00,1名工人寻找炮棍至Ⅱ81等掘进工作面,瓦斯逆流最远距离3120m。

4?事故发生原因及发生条件分析

综合事故工作面煤层瓦斯赋存、煤质特征和地质构造等因素,分析认为本次特大型突出发生的原因主要有:

(1)芦岭煤矿以往石门揭煤及机巷掘进均在底板钻孔预抽瓦斯2年以后进行的,而事故地点前后120m范围尚未进行瓦斯抽放,而煤层原始瓦斯压力达4.10MPa,较高的煤层瓦斯压力为特大煤与瓦斯突出提供了发生突出的基础条件。

(2)本区段煤层为特厚煤层,煤厚达10m以上,煤层软分层发育,f=0.17,且有连片发育的构造煤存在,煤层瓦斯放散初速度△p达13.08,煤层破坏程度高,为在突出后形成搬运突出物的瓦斯流提供了条件。

(3)地质构造复杂。尽管在巷道掘进时预计煤层底板距工作面法线垂距达10m左右,但由于有与突出煤层相连的小断层存在,断层弱面带在复杂、强大构造应力作用下,发生蠕变破坏,而掘进中用风镐清底又加剧了破坏过程,使岩柱承载能力下降;同时,构造使得煤层提前切人巷道。构造应力场为该次突出提供了破碎煤、岩所需要的弹性潜能,降低了岩柱抵抗突出的阻力。因此,地质构造应力是此次突出的主要因素,构造应力场为突出提供了应力和煤强度条件。

(4)对Ⅱ81四区段煤与瓦斯突出危险性认识不足,石门揭煤局部防治措施编制不严密,在Ⅱ81采区没有按规定设置避难硐室和压风自救系统是煤与瓦斯突出导致伤亡事故的间接原因。

此次突出是煤岩层在构造应力作用下迅速、连续破坏,煤体内的高压瓦斯瞬间解吸,形成强大的瓦斯与煤粒风暴,以断层弱面为突出口,挟带岩块冲向采掘空间。从技术上分析,导致突出的走向小断层在无钻孔和巷道直接揭露条件下,客观上难以预见和防治。

尽管煤与瓦斯突出机理目前尚未被人们完全认识,导致特大型突出的因素尚未被我们确知,但从此次事故可以初步认为发生特大型突出至少具备以下条件:①地质构造及构造应力场的存在。构造产生构造煤,构造应力场为特大型突出提供破碎煤岩所需要的弹性潜能;②煤层内高瓦斯压力和厚度较大的构造煤软分层存在。高瓦斯压力和放散能力强的软分层是形成瓦斯流的基础条件。

5?经验教训

芦岭煤矿过去没有发生过特大型突出,也是此次突出造成伤亡事故的原因之一。过去从未发生过特大型突出,不能证明现在和将来不会发生特大型突出。对于防突工作必须持科学而又严谨的态度,应严格按《煤矿安全规程》和《防治煤与瓦斯突出细则》的要求进行,不能存在半点侥幸和麻痹大意。

此次事故进一步证明了煤层是非均质体,瓦斯突出分布是极不均匀的,瓦斯突出强度增加并不二定是渐进的。河南东平煤矿第一起突出发生在向斜轴附近,强度达1000t以上,因此在突出煤层采掘过程中加强地质工作尤其重要。而此次事故,在三号溜煤眼东西共120m范围内,未进行煤层赋存情况、地质构造探明工作。该掘进工作面在20**年6月施工的4.7m平巷时已见铝土层位异常,20**年4月3日刷邦时又发现铝土层,但未能引起足够的重视,未能按《煤矿安全规程》第181条:“在突出煤层顶底板掘进岩巷时,必须定期验证地质资料,及时掌握施工动态和围岩变化情况,防止误穿突出煤层”的规定及时探明、验证地质资料。基础培训工作薄弱,部分职工对发生突出灾变后的避难知识掌握不牢固,不能自觉配带自救器逃生,致使灾变发生后该区域多名作业人员因缺氧受到不同程度伤害;同时,由于Ⅱ81二区段五号溜煤眼的安全防护设施不完善,致使灾变发生后,掘进二区副队长在组织工人逃生时误坠该溜煤眼身亡。

6?防范措施

(1)在突出煤层采掘过程中加强地质技术和管理工作,细致分析地质和钻孔资料,尤其是石门揭煤工作面前方的地质构造形态及构造演化史研究分析工作,努力掌握本矿地质构造和煤与瓦斯突出之间的规律,更好地指导防突工作。揭煤前坚持打构造探测孔,确切掌握煤层的确切位置和地质构造情况。

(2)进一步提高对煤与瓦斯突出规律的认识,尤其是从事防突技术和管理工作的人员,认真落实防突管理责任制的同时,善于总结本矿突出规律,借鉴国内外科研成果和成熟经验,提升自身专业技术水平。

(3)在加强煤层瓦斯压力、钻孔有效排放半径、煤层透气性系数等瓦斯参数测定的基础上,进一步完善防突技术措施;加强停开工的技术管理,严格作业规程、措施审批程序,严格按计划、规程和措施的规定施工,避免开工、停工的随意性。

篇3：煤矿井下盲炮瞎炮事故预防措施

1.前言:

煤矿井下放炮,是将煤矿专用安全炸药、电雷管装入打好的炮眼内,用非固定线路(放炮母线)一头与电雷管脚线连接,一头接通放炮器,通过供给电雷管电能引炸药,达到破碎煤体和岩体的过程。由于种种原因,通电放炮后会造成雷管和炸药都不爆炸或雷管爆炸而炸药不爆炸的瞎炮。盲炮又称“瞎炮”,系指起爆药卷内的工业雷管经点火、通电或起爆元件击发后,未起爆的药孔,是煤矿作业中遇到的比较棘手的问题,盲炮的存在一方面对井下施工人员的生命安全造成了重大威胁,因为仅盲炮处理本身就是一项充满高度危险和费事的工作,特别是现在国家监管部门对煤矿安全抓的很紧,要确保“以人为本,注重安全”;另一方面,盲炮的存在也对生产本身带来了十分不利的影响,轻则给爆破效果带来不利影响,重则使整个爆破施工作业失败,降低了生产效率,同时增加了爆破器材的消耗。爆破施工是煤矿生产重要环节,其目的是进行井巷掘进并为随后的采运提供块度适宜的挖掘物和。但由于种种原因,盲炮一直是爆破施工特别是煤矿井下施工挥之不去的阴影,因此对盲炮产生的原因进行分析和提出合理的防治措施显得尤其重要。

2.原因分析:

引起盲炮事故的原因是多因素的,主要有以下几点:

2.1爆破器材的质量

(1)电雷管猛度达不到要求,不能引爆炸药,或者电雷管本身质量有缺陷,导致其本身不能正常起爆。

(2)炸药如果因为受潮或者其他原因也将导致不能被起爆。炸药间各种成分配比不合理,或是炸药制造工艺存在问题而影响炸药的技术性能,严重者,将产生拒爆。

2.2爆破施工

(1)加工起爆器材时,雷管与炸药之间没有结合紧密,易脱落。如果雷管与炸药脱离,那么爆轰波就不能在它们之间有效传播,从而产生盲炮。

(2在爆破规模大、网路相对比较复杂的情况下,由于施工强度大,出现局部炮孔或个别雷管漏接或错接现象,从而也会引起盲炮。

1.1爆炸材料问题

目前煤矿使用的爆炸材料主要是煤矿许用型电雷管和炸药。

1)涉及雷管方面问题主要有:①雷管质量瑕疵(如桥丝假焊、电阻不合格等)造成电阻过大或不稳定,甚至断路,因而通电不良或不导通;②储存或使用不当,使引爆药头受潮、变质,桥丝生锈等,致使雷管敏感度急剧下降而无法起爆;③混用了不同厂家、不同规格、不同材质的雷管。因为混杂使用的电雷管,其阻值差异较大,根据楞次-焦耳定律,在串联电爆网络中,只要桥丝电阻不同,发火热量就不能完全一致,即使其电阻相同或相近,电引火特性也不会相同,因而易造成瞎炮。

2)炸药问题主要表现:①使用了受潮、硬化变质炸药,使起爆感度和爆轰稳定性降低导致药卷不爆;②当使用普通硝铵炸药时,由于现场施工原因,易使采掘工作面炮眼间距过小,加之雷管起爆时差选用过大,易造成先爆炮眼把邻近炮孔中的炸药“挤死”;③在潮湿和有水的作业条件,使用了非抗水型炸药,或使用抗水型炸药而未套防水套或防水套漏水浸湿失效,以及药卷之间有煤粉、岩粉,导致炸药拒爆。

1.2操作工艺问题

1)爆破网络中脚线与脚线、脚线与联结线、联结线与放炮母线间的接线虚联,由此增加接头电阻并影响接头导通,使起爆雷管的发火冲能过小,不易起爆而产生拒爆。同时因工作疏忽,还可能造成网路部分接线漏联,形成断路;

2)网路中裸露接头或破损处与外界导体、潮湿物体接触造成漏电,导致雷管不爆;

3)在装药、装填炮泥时,未按规定进行操作装药时用炮棍送药用力过大,炸药被压实,使其敏感度降低;

4)雷管脚线被捣断或绝缘皮被被捣坏,造成断路或漏电使雷管不爆,雷管脚线的裸露接头互相接触造成短路而雷管不爆;

5)由于操作不当,引药中雷管位置放置不合理或装药时引药中的雷管脱离了原来的位置,造成炸药不爆;

6)爆破网路设计不合理,连接的雷管数目超过发爆器的起爆能力。

1.3发爆电源问题

放炮器发生故障,发出电能不足,使局部网络中的电流小于雷管的准爆电流,造成雷管不爆。

2瞎炮的预防

1)放炮工具要保持良好的性能。使用前,要检查和维护放炮器及放炮母线,不合格的放炮工具不准发放和使用。要随班领取,防止碰撞、摔打,及时更换电池,严禁用接线柱短路打火花的方式检查残余电流;发爆器的起爆能力要略大于一次放炮的个数。

2)严格爆炸材料存储管理制度及雷管测试和炸药检查验收制度,不发放和使用变质炸药和不合格雷管,不同厂家、不同规格的雷管不得掺混使用,不得将瞬发雷管当1段毫秒雷管使用。

3)按规程规定装药和联线。装药时放炮员要一手拉直雷管脚线,一手用木质炮棍将药卷轻轻送入炮眼,防止把脚线捣断或捣破脚线绝缘层,同时炮眼内药卷要紧密接触,以保证良好的传爆性。在进行发爆器与母线、母线与脚线、脚线与脚线之间的联结时,爆破工的手要洗净擦干再拧接线头并要拧紧。网路接头联结不留须、不带疙瘩,脚线联结端有锈要刮净,接头要悬空。母线不够长要相同规格的母线接长,连结线用与网路中雷管脚线规格一样的脚线,联线方式不要随意改动,联线后认真检查,避免错联、漏联、联线后要测定网络全电阻。

4)做好现场爆破器材的管理工作,爆破器材箱应存放在干燥无滴水的安全地点,不装药放炮不准打开撕掉炸药外皮包装。

3瞎炮的处理

在实际工作中,如果遇到瞎炮要仔细分析,查找原因,采取有效措施,加以消除。当班瞎炮当班处理,要做好交接班。在处理瞎炮时应采用以下方法。

1)由于联线不良造成的瞎炮,可以重新联线再放。

2)重新联线放炮不响,可在距瞎炮至少0.3m处另打一个与瞎炮平行的新炮眼,重新装药放炮。

3)重新打眼装药放炮后,放炮员必须详细检查炸药的煤和矸石,收集未爆的电雷管。

处理瞎炮严禁用镐刨或从炮眼中取出原来放置的炸药和雷管,严禁将炮眼残孔继续加深,严禁用打眼的方法往外掏药,严禁用压风吹这些炮眼。这是因为雷管和炸药是一种暂时处于相对稳定的化学物质,它们在外界的作用下,其本身的稳定性被破坏,迅速地进行化学反应,最后导致爆炸。因此,雷管、炸药对撞击、摩擦、火花、杂散电流、高温具有一定的敏感性。用镐刨或从炮眼中取出原放置的引线以及从药中拉出雷管,就会使之受到撞击,雷管内高敏度的起爆与管体内壁产生摩擦而着火,导致雷管爆炸。拉出电雷管会因采掘工作面的杂散电流而引爆。放炮后在炸落的煤和矸石中收集未爆的雷管也是这个道理。严禁用打眼的方法往外掏药,用压风吹瞎炮眼是因为会使炸药因受到挤压、摩擦产生高温引起炸药的自爆。因此,煤矿井下任何地点,每放一次炮,待炮烟消散,放炮员都要在巷道顶板,支架无垮落的安全条件下,首先到爆破地点检查有无瞎炮。如果发现瞎炮,要在班长的指导下,及时进行处理,在未处理完毕以前,严禁在该地点进行与处理瞎炮。

篇4：物体打击事故预防措施

在天井、斜井、竖井、大断面硐室作业时,往往出现上面作业人员将物体掉落或滚落,击伤下面的作业人员的事故。对此,须采取以下预防措施:

1.竖井凿岩前下放风水管时。应由上面的人慢慢往下放,下面的人不能拉,以免将井筒内或吊盘上的物体碰落掉下伤人。凿岩时,不准任何人乘吊桶至工作面,遇特殊情况时,应停止凿岩,再下吊桶。

2.井盖门只准在吊桶上、下通过时打开,吊桶过后应立即关闭。

3.在井筒内出碴或凿岩前,要检查临时支护牢固情况,防止围岩受震动滑落伤人。

4.在天井、竖井上部作业的人员,工具必须装入工具袋内,几个人同时上、下时,上去时背工具的走在后面,下去时背工具的走在前面。

5.斜井提升废石或下放物料要有防止物体滚落措施,下面的作业人员听到有物体滚落声时要尽量躲蔽,不要站在中间向上张望。

篇5：回采工作面顶板事故原因分析控制措施

回采工作面是煤矿井下生产的第一线,提高工作面的单产是提高矿井原煤产量和降低原煤成本的关键。但是,在回采工作面推进过程中,经常有突然涌水、火灾、瓦斯、煤尘爆炸和大面积冒顶等灾害的侵扰。其中,顶板事故则是影响工作面生产的一大隐患。由于各种顶板事故的原因是不尽相同的,它们的显现形式也有差异。因此,正确区分各种顶板事故,掌握相应的措施,对回采工作面安全生产以及提高矿井原煤产量都有着重要的意义。

1局部冒顶事故的原因及其预防措施

在回采工作面推进过程中局部冒顶事故时有发生,这类事故发生在破碎顶板的条件下(如页岩、煤顶、再生顶板等)。根据回采工作面的回采工艺过程和事故产生的原因不同,这类事故又可分为:采煤过程中发生的局部冒顶事故和回柱过程中发生的局部冒顶事故。

1.1事故原因分析

采煤过程中发生的局部冒顶事故,主要原因是由于采煤过程中破碎顶板没有得到及时支护,顶板大面积出露和顶板悬露的时间过长,而导致直接顶受压变形,遭到破坏,或者,虽然对破碎顶板进行了及时支护,但由于支柱支设质量不好而造成了直接顶局部冒顶。回柱过程中发生的局部冒顶事故,主要原因是因回柱操作方式不合理,先回承压柱,引起周围破碎顶板冒落,导致大块研石推倒支柱,使邻近破碎顶板失去支护而造成的。

1.2预防措施

(1)在摸清顶板性质的基础上,认真做好破碎顶板情况的预测预报工作。采煤过程中要强化安全防范意识,认真观察顶板变形情况,发现问题及时处理,不留后患。

(2)合理选择工作面推进方向和回采工艺方式。为了防止顶板出露后因下沉量加大,破碎加剧,而导致顶板冒落,回采工作面要尽量垂直裂隙推进。在回采工艺方式上,如果采用炮采,应当采取小范围放小煤“开窗口,的方式,防止顶板大面积出露;如果是机采应选择单滚筒采煤机,尽量减少无立柱空间的宽度,减少顶板出露面积。

(3)采取合理的支护方式。在回采工作面推进过程中,实践经验证明在破碎顶板条件下,支护时,首先必须支护好刚裸露的顶板。因此,对采煤后出露的顶板要及时支护,在支护方法上,应尽量垂直裂隙挂梁,并且,合理的支护密度应保证与裂隙间距相适应。

(4)加强支柱的支设质量。当支柱支设的质量较差时,由于顶板受力不均匀,造成个别区域应力集中,破坏了顶板完整性。或支设支柱时,支柱的初撑力不足,使顶板在暴露初期产生了过大的离层或者过早的断裂,破坏了顶板自身的完整性,造成局部冒顶。因此,在支设支柱时,不能将支柱支在浮研上,必须找真顶和实底支设支架,保证支架的整体工作特性。另外,要尽量增大支柱的初撑力,目前一般认为初撑力为工作阻力的50%比较适宜。

(5)采取正确的回柱方法。采取正确的回柱方法是防止顶板冒落的重要环节。在回采过程中,必须严格执行工作面的操作规程,采取正确的回柱方法,以确保支柱承载均匀,防止顶板压力向局部支柱集中,使支柱承载不均匀,造成局部顶板破碎给回柱工作带来困难。

2直接顶运动造成的切顶垮面事故原因及其控制措施

2.1事故发生的条件

(1)煤层条件。顶板垮面事故大多数发生在煤层厚度超过1.5m,煤层倾角大于20o的单一煤层,或煤层下分层开采时。在这种情况下,煤层顶板有足够的运动空间,顶板在自重的作用下沿倾斜方向会产生较大的下滑力。此时,在下滑力的牵引下,顶板容易出现裂隙而加剧破碎。

(2)开采技术条件。在老顶来压之前,由于这个阶段顶板下沉量小,支架上的压力较小,直接顶容易离层,造成支架稳定性降低,且容易被推倒,或由于采空区冒落波及采场推倒支柱;在采煤、放顶过程中引起工作面发生局部冒顶事故,使顶板失去下部岩层对它的依托和上部岩层对它的牵制作用;工作面支护不合理,支柱初撑力低,辅助结构压缩量大,支柱钻底,造成顶板离层,以及由于支护方式不当,支柱反力方向不对,稳定性低,造成了回采工作面支架没有阻止顶板沿倾斜下滑的能力。

2.2控制措施

(1)必须加强回采工作面日常顶板管理工作,防止回采工作面局部冒顶事故的发生。

(2)做好顶板情况的预测预报工作。首先,加强对顶板的下滑可能性进行预测,预测煤顶板是否存在下滑的煤层条件;顶板在倾斜方向上是否被切断而失去上部的牵制作用;是否存在有允许顶板下滑的空间。其次,根据煤壁片帮、顶板下沉量及支柱载荷有明显变化等现象,对顶板可能下滑的地点和时间进行判断,及时进行控制和管理。

(3)进行正确的支护控制设计。顶板沿倾斜方向的下滑力一般可由下式估算:

T=Qsin*=MLlrsin*

式中M—下滑的直接顶厚度,m;

L—回采工作面控顶距,m;

l—顶板沿倾斜方向可能下滑的范围,m;

*—煤层倾角,o;

r—直接顶容重,t/m3

根据上式估算的下滑力大小,确定增加倾斜抬棚的数量,以提高对抗顶板下滑的能力,提高支柱的初撑力,保证足够的支护阻力,防止直接顶离层;另外,也可沿切顶线,架设丛柱或排柱,控制顶板下沉。实践证明,在条件允许的情况下,采用单体液压支柱或金属摩擦支柱加倾斜抬棚控制顶板,效果显著。

(4)注意支架支护的效果。回采工作面支架支护,必须与矿压显现情况相适应,支护时,支柱必须有一定的迎山角。

总之,对于回采工作面顶板事故应采取综合性的预防措施,同时,还要根据煤层的具体地质条件,特别是煤层顶板条件,选择合理有效的技术措施,才能很好地防止顶板事故的发生,取得良好的技术经济效果。