铜厂坡煤矿顶板灾害防治措施.docx
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铜厂坡煤矿顶板灾害防治措施
贵州正华矿业有限公司铜厂坡煤矿
2013顶板灾害防治措施
编制：
总工：
矿长：
2013.1.5
矿审查意见
主持人：
审查时间：
审查地点：
参加审查人员：
审查意见：
一、概述
铜厂坡煤矿位于六盘水市钟山区汪家寨镇北面左家营村，回采的是大河边向斜北面靠近露头线附近的煤炭，东面为兴福煤矿，西面为煤硐坡煤矿南面深部为汪家寨煤矿。
矿范围内有9层煤炭可采，主采3层，从上往下分别是C409、C407、C406煤层。
C409和C407煤炭在本矿范围内合并，厚度有6～9m，是现在主采煤层。
煤层坡度7～16度，斜井开拓，主井、副井、风井形成生产系统，主井采用皮带运输机直达地面，副井用1.6m的单滚筒绞车提升，中央并联式通风。
我矿矿界范围靠近露头线，井下的煤炭被以前的小窑严重破坏过，所以主采层C409煤层在决大部分地区顶板是再生顶板或很破碎的顶板，煤厚不稳定，支护条件较差。
二、顶板灾害防治计划
（一）、影响矿山压力显现基本因素分析：
1、煤层顶底板岩性分析
煤层顶板一般为砂岩、粉砂岩、粘土岩及细沙岩，较稳定。
煤层底板一般为粘土岩、泥岩，遇水膨胀，易出现底鼓或底滑。
矿区内主采煤层顶板抗压强度均较低，易破碎，稳定性较差；底板均为粉砂质泥岩，吸水以后易膨胀，力学强度低，有底鼓现象，可能会发生支柱下陷。
煤层顶板力学强度较低，易破碎，稳定性较差，开采时要加强顶板管理。
煤层底板均为粘土岩，吸水以后易膨胀，力学强度低，煤层底板条件较差，在开采过程中应引起注意，设计工作面采用单体液压支柱和金属铰接顶梁联合形成支架支护，全部垮落法管理顶板。
在今后生产过程中，应根据实际情况，编制相应的作业规程，以便更好地保证工作面的生产安全。
2、影响矿山压力显现的地质因素
（1）断层
断层破坏了煤层和顶板的完整性，而且在断层两侧形成破碎带，容易发生局部冒顶或垮面，致使初步来压与周期来压步距改变，增加顶板管理的复杂性。
工作面遇断层时顶板冒顶的危险程度与断层走向和工作面交角有关。
交角越小越不利，倾斜断层要比走向断层危险。
工作面由断层下盘向上盘推进遇到倾斜断层时，过断层之前容易发生冒顶。
当工作面由断层上盘向下盘推进时，在工作面过断层后一段距离内，也易发生冒顶。
工作面遇走向断层时，通常也是断层面下方为冒顶危险区。
（2）褶曲
从煤矿生产实践来看，大褶曲构造只是使煤层倾角发生变化，对工作面顶板压力的影响不是很明显。
对工作面生产有影响的是小褶曲。
小褶曲可能使顶板局部破碎，易于发生局部冒顶。
当褶曲倾向和工作面推进方向一致时，工作面忽而采上坡，忽而采下坡，也会造成顶板管理困难。
在采下坡时，采空区垮落岩石可能冲向工作面，撞倒支架，引起冒顶；此时必须打斜撑加强支护。
（3）破碎带、挤压带
挤压是指煤层受挤压作用局部变厚或变薄的地带，挤压在平面图上成圆形或椭圆形，面积有十几平方米到百余平方米不等。
工作面通过煤层变薄带，由于顶板岩层下压极易离层和破断，并可能发生顶板短时急剧下沉现象，这些都是造成冒顶的地质因素。
破碎带是岩石和煤层突然变得破碎的地带。
破碎往往与挤压因素有关，也可自然生成。
工作面经过破碎带将给顶板管理带来许多困难。
（4）节理、裂隙
常见的与局部冒顶有关的节理、裂隙有多种：
如两组相对倾斜方向相交而成的人字形裂隙；圆的像一顶草帽盖在煤层上的草帽裂隙；节理、裂隙切割的岩块象大锅一样且底面光滑的锅底状裂隙。
人字形裂隙切割的三角岩块，煤采出后易脱落造成局部冒顶；草帽裂隙的底面积较人字形裂隙大，其危害性与人字裂隙同。
这两种节理、裂隙的长轴处于沿工作面推进方向时，离层后易整体垮落，有时把支架推倒，发生冒顶。
锅底状节理边缘顶板破碎，容易漏矸和局部冒顶。
本矿煤系地层之上的长兴组为岩溶裂含水层；煤层次生裂隙发育，含煤岩系统地层龙潭组裂隙不发育，为良好的隔水层，其节理、裂隙对开采影响不大。
（5）层理
层理是煤系岩层沉积过程中，由于沉积物成分、粒度和胶结物的变化而形成的岩层分界面。
分层面之间的粘结力小，受采动影响容易产生离层裂隙。
层理面不仅造成离层，而且在岩层弯曲下沉过程中还会出现层理面错动。
错动对工作面支架产生横向推力，易引起支架的歪斜和倾倒，甚至导致冒顶事故。
本矿含煤地层显水平层理及缓波状层理，层理发育，容易冒落。
（6）采动裂隙
采动裂隙是由煤壁前方的支承压力所引起的，也叫做“压力裂隙”。
这种裂隙往往超前于煤壁5～15m，与工作面平行面而倾向于煤壁。
裂隙面的倾角与岩石性质软硬有关，软岩石中裂隙面倾角55º左右，硬砂岩中可达65º～80º。
当工作面对着裂隙的倾向推进时，压力裂隙常与节理裂隙互相交切，使顶板中形成楔形岩块，造成局部冒顶事故。
如果工作推进方向与节理倾向一致，在采动影响下可能使节理裂隙进一步扩展，出现张开的裂缝或顶板台阶式下沉。
如果不采取措施，会发生大冒顶
3、影响矿山压力显现的生产技术因素
本矿的开采深度不大，其直接影响着原岩应力的大小，同时也影响着开采后巷道或工作面周围岩层内支承压力值，因此随着开采深度的增加，支承压力必然增加，从而导致巷道围岩的“挤、压、膨”等现象，导致煤壁片帮及底板鼓起等现象的发生，因此在开采深度增加时应加强支护。
矿井首先开采1区段的140901工作面，工作面采用单体液压支柱和金属铰接顶梁联合支护顶板，支柱为DW25-30/100环保型单体液压支柱，支撑高度1.7～2.5m，工作行程0.80m，初撑力118～157kN，工作阻力为300kN/根；选用HDJA－1000型金属铰接顶梁。
工作面采用“三、四”排控顶，排距1.0m，柱距0.5m，最小控顶距3.2m、最大控顶距4.2m，放顶步距1.0m。
放顶步距越大，顶板下沉量将越大，在开采过程中观测其初次和周期来压步距，若小于控顶距可考虑加强顶板支护，若大于控顶距可采取强制放顶措施。
必须注意初次和周期来压时对矿压显现的影响，及时采取措施并报有关主管领导处理。
（二）回采顶板冒落灾害的防治措施及装备
1、回采工作面顶板管理方式的选择
回采工作面采用走向长壁后退式采煤法，设计采用炮采工艺。
爆破落煤，刮板运输机运输，选择全部垮落法管理顶板。
2、回采工作面支架选择论证
矿区范围内首开采的C409煤层，顶板主要为粉砂岩，力学强度低和稳定性差；底板粉砂质泥岩，会产生底鼓现象。
根据煤层赋存情况，结合我国现有技术条件，回采工作面选用单体液压支柱和金属铰接顶梁联合支护顶板。
顶板不稳定时，投产后视顶板情况，可加强顶板支护。
煤层底板偏软地段，支护时可在支柱底部加垫板作“穿鞋”处理，防止支柱插入底板。
3、支柱的型号选择计算
第一步确定顶板下沉量：
SL=η×M×L=0.01×2.0×4.2＝0.084m=84mm
式中：
下沉系数η由于无邻近工作面借鉴，取0.01。
第二步确定规格：
采用DW25型单体液压支柱：
Hmax=Mmax－b+e=2200－50+50＝2200mm
Hmin=Mmin－SL－b－a＝1950－93－89－50＝1720mm
式中：
SL----顶板在最大控顶距处的平均最大下沉量；
Mmin---工作面最小采高；
Mmax---工作面最大采高；
根据本矿实际情况，首采面最煤层厚度稳定，高度基本在1.95—2.2m。
b---顶梁厚度；
a---支柱的卸载高度，取50mm。
首采工作面选用DW25型单体液压支柱，支撑高度1.7～2.5m，工作行程0.80m，初撑力118～157KN，工作阻力为300kN/根。
第三步支护密度验算：
顶板分析：
从煤层顶板岩层分类看，C409煤层顶板主要为裂隙发育的粉砂岩，没有厚度和强度满足老顶的岩层。
C409煤层符合只有直接顶的条件。
根据本处直接顶的岩性分析，其碎胀系数一般在1.33—1.5，因此当直接顶厚度大于2---3倍采高时，采空区垮下的2---3倍采高的直接顶就能填满采空区空间，这时垮落带岩层就是2--3倍采高的直接顶，其上部的直接顶已经进入裂隙带。
所以此类顶板条件下，支架的工作力平衡工作空间及采空区上方垮落带直接顶岩重。
即可保证采场支护可行。
支护密度验算如下：
支护的强度：
P=8×h×γ×cosat/m2（按8倍采高考虑，采高2.0m）
=8×2.0×Cos12º×2.3=35.5t/m2
γ-----垮落带直接顶岩层容重。
h-----煤层开采厚度，
a-----煤层倾角。
工作面长30m，因此采场最大面积S=30×4.2=126m2，所设支柱数n=（30/0.5）×4.0=240根，则支护密度为240/126=1.9根/m2，DW25—30/100型单体液压支柱每柱的额定承载能力为30t/根，考虑相关因素的影响，使支撑能力减小，承载能力考虑0.95的系数，则每根支柱的承载能力为30×0.95=28.5t/根。
支柱实际提供的支护强度为1.9×28.5=54.15t/m2，因此所设计工作面的支护密度能满足支护采场顶板的要求。
根据以上计算，满足支护受采面顶板支护的要求。
4、临时超前支护
根据《煤矿安全规程》（2010）第五十条规定：
采煤工作面所有安全出口与巷道连接处20m范围内，必须加强支护。
因此，采煤工作面上、下出口20m范围内，设临时超前支护，其中距采煤工作面前10m采用双排支柱支护，后10m采用单排支柱支护，柱距为1m，采用顺巷棚支护。
超前支护采用DW25-30/100单体支柱支护。
5、采面防止顶板事故措施
（1）采煤工作面放炮后，必须及时挂梁，及时恢复好被放炮冲倒的支柱，并打好临时护身顶柱，人员必须在护身顶柱下攉煤，攉完煤及时打好支柱和贴帮柱，严格桉设计或作业规程规定及时支护，严禁空顶作业。
掘进工作面放炮后，首先恢复好被放炮冲倒的支架，并必须及时打上前探梁，前探梁上必须铺上挑板，严禁空顶作业。
（2）当进入采掘工作面工作时，严格执行敲帮问顶制度，及时找掉活石悬矸（煤），以免掉落伤人。
（3）当遇顶板条件变化时，必须及时修改《作业规程》，制定有针对性的支护措施。
（4）支柱必须垂直于顶、底板打设，严禁打在浮煤浮矸上，要保证支柱有足够的初撑力（90kN）。
在单体液压支柱和金属铰接顶梁采面中，用拉钩式连接器把每排支柱从工作面上端头至下端头连接起来．形成稳定的“整体支架”。
（5）在回柱时，必须使用回柱绞车回柱，人员不得站在绳道内及容易发生崩绳、崩柱的地方，以免断绳飞断钩伤人。
指挥回柱绞车的停开必须使用清晰可靠的点铃信号，信号不清不明时，严禁启动回柱绞车。
（6）工作面的浮煤必须清理干净，不得随意留顶、底煤。
（7）支柱打设必须迎山有劲，支柱必须拉线打设，成排成行，保证排、柱距不超宽，确保有足够的支护密度。
（8）打柱时必须用小板将顶背实，确保不发生漏顶。
（9）回柱时，人员必须站在支柱完好、顶板完整的安全地点进行，回柱前必须事先清理好退路，确保退路畅通。
（10）加强采掘工作面的工程质量管理，不合格的支柱必须推倒重来，支柱或支架必须符合《作业规程》的规定。
（11）在初次来压、周期来压期间必须加强支护，确保有足够的支护强度和支护密度。
在初次来压或周期采压期间顶板悬露面积超过作业规程规定时，必须进行强制放顶，并制定强制放顶措施，并报有关主管部门审批后严格执行。
（12）在回柱放顶前必须先打好放顶线的特殊支护，禁止先回后打，回下的支柱必须支设在新的切顶排上，梁子堆码整齐，保证退路畅通。
（13）在作业过程中必须保持文明生产，杜绝冒险蛮干；狠反“三违”，严禁工人违章作业，干部违章指挥。
（14）损坏、卸压的柱梁必须及时出井检修，工作面严禁使用坏柱坏梁。
（15）端面距超过300mm时，必须在煤壁侧加打贴帮柱。
6、工作面上下出口支护及相关措施
（1）在开采过程中根据顶板情况，若顶板压力较大，则将支柱柱距作适当调整。
（2）工作面支柱要布置整齐，排、行成直线，接顶及时，防止出现过大伞檐（小于0.2m）。
（3）工作面破碎带处要加强支护，采用密集支柱和铺荆芭，防止串矸、漏矸等。
（4）要及时放顶，采用回柱绞车回柱，不得进入老塘作业；沿切顶线采用密集支柱和戗棚等加强支护并切顶。
在回柱放顶前必须先打好放顶线的特殊支护，禁止先回后打。
必须使用回柱绞车机械回柱，回下的支柱必须堆码整齐。
（5）换柱时，一定要先打临时柱，后换柱；沿工作面不能打正式柱时，必须打临时柱，不得空顶作业。
（6）特殊支护：
在放顶线采用单体支柱密集支护、戗柱切顶。
在煤壁线采用单体支柱打成贴帮柱进行支护，贴帮柱柱距1.6m。
在上、下安全出口20m范围内采用单体支柱打成托梁加强支护。
（7）计算、估计和观测周期来压步距，在初次来压和周期采压期间必须在放顶线打双排丛柱，必须加打木垛，（木垛每6m打一个，呈“井”字形）切顶。
并在来压时撤退人员。
由于目前该矿尚未进行矿压观测，暂无矿压观测资料，待今后进行矿压观测后，利用矿压观测资料，进行合理的采场选型设计。
（8）注意观测顶板来压情况和顶板稳定完整情况，过断层和老巷时要制定专门措施。
（9）回采工作面出口20m内巷道的净高不得低于1.6m。
（10）直接顶不稳定时，投产后视顶板情况，可加强顶板支护，若底板吸水后易膨胀，支护时可在支柱底部加垫板，防止支护插入底板。
（11）工作面回风巷和工作面运输巷出口处一段距离（包括回风巷和工作面运输巷离工作面前和工作面后）分别采用8根3.2m长工字钢梁一梁三柱成对加强支护，柱距0.8m、棚距为0.4～0.5m。
（12）工作面上下出口采用4m长的4根矿用22kg/m工字钢，走向交错抬棚加强支护，并保持上下出口畅通。
（13）预防底鼓的措施
由于采区巷道位于龙潭组含煤地层，主要为泥质粉砂岩及泥岩，岩层较软，加上开采压力的影响，极易造成巷道底鼓。
为此应采取预防底鼓的措施：
1）巷道必须设计水沟，并保持畅通，减少水对巷道底板的侵泡。
2）巷道支护在条件允许时尽量采用柔性支护。
3）加强底板泄压的探索，采用底板深孔松动泄压等方法。
4）采面加强推进度，减少底鼓量。
7、回采工作面安全措施
（1）工作面回风巷和工作面运输巷出口（包括回风巷和工作面运输巷离工作面前和工作面后）分别采用8根3.2m长工字钢梁一梁三柱成对加强支护，柱距1.0m、棚距为0.4～0.5m。
两出口靠切顶排，要打木垛支护,或堆积。
上下出口分别采用4根4m矿用22kg/m工字钢，走向交错抬棚加强支护，并保持上下出口畅通。
（2）工作面支架要布置整齐，排、行成直线，接顶及时，防止出现过大伞檐（应小于0.2m）。
（3）回柱放顶时，人员必须靠煤壁侧，不得靠采空区侧，初次放顶时撤离工作面，待回柱放顶后顶板相对稳定时再进入工作面。
（4）采煤时要注意检查支柱的安全状况，由于放炮崩倒的支柱要及时修复，工作面上、下端头在必要时采用密集支柱加强支护。
（5）工作面顶板破碎处要加强支护，采用密集支柱和铺荆芭，防止串矸、漏矸等。
（6）计算、估计和观测周期来压步距，在工作面老顶周期来压前，采用木垛、密集支柱、戗棚等加强支护，并在来压时撤退人员。
（7）注意观测顶板来压情况和顶板稳定完整情况，过断层和老巷时要制定专门措施。
（8）要及时放顶，采用回柱绞车回柱，自下而上回柱，不得进入老塘作业；沿切顶线采用密集支柱和戗棚等加强支护并切顶。
（9）换柱时，一定要先打临时柱，后换柱；沿工作面不能打正式柱时，必须打临时柱，不得空顶作业。
（10）回采工作面出口20m内巷道的净高不得低于1.6m。
（11）直接顶不稳定时，投产后视顶板情况，可加强顶板支护，若底板吸水后易膨胀，支护时可在支柱底部加垫板，防止支柱插入底板。
（12）在开采过程中观测其初次和周期来压步距，若小于控顶距可考虑加强顶板支护，若大于控顶距可采取强制放顶措施。
必须注意初次和周期来压时对矿压显现的影响，及时采取措施并报有关主管领导处理。
（13）注意观测周期来压预兆，周期来压时必须撤出所有工作面人员。
（14）编制初次放顶和工作面收尾安全措施，并报县级煤炭管理部门批准。
（三）掘进顶板冒落灾害的防治措施及装备
1、采区运输巷布置方式巷道支护的选择
工作面运输巷采用金属支架支护。
上下顺槽工作面前方处于移动支承压力影响区，其影响范围约10～30m，因此应根据实际情况在此范围内超前加强支护。
2、掘进工作面支架选择，交叉点支架选择
井筒等主要巷道，正常地段采用拱形断面，锚喷支护，表土段及围岩破碎地段采用砌碹支护。
水泵房、消防材料库等采用锚喷支护。
运输顺槽和回风顺槽采用金属支架支护，在松软的煤、岩层及地质破碎带掘进巷道时，必须采取前探支护或其它措施，交叉点采用同类型加强支护。
3、掘进工作面安全措施
（1）掘进工作面一般地段采取一掘一支，严禁空顶作业，应采取超前支护。
（2）实行“敲帮问顶”制度。
爆破或片帮冒顶而悬空的支架，必须重新接顶填实。
发生片帮冒顶的巷道，必须经修复好后，方可进入工作面作业。
修复巷道时必须先检查顶、侧帮，并由外向里逐步进行。
（3）在松软的煤、岩层或流砂性地层中及地质破碎带掘进巷道时，必须采取前探支护或其他措施。
（4）在坚硬和稳定的煤、岩层中，确定巷道不设支护时，必须制定安全措施。
（5）支架必须紧贴巷道壁面、不得有空隙。
巷道砌碹时，碹体与顶帮之间必须用不燃物充满填实；巷道冒顶空顶部分，可用支护材料接顶，但在破拱上部必须充填不燃物垫层，其厚度不得小于0.5m。
（6）更换巷道支护时，在拆除原有支护前，应先加固临近支护。
拆除原有支护后，必须及时除掉顶帮活矸和架设永久支护，必要时还应采取临时支护措施。
（7）采用锚杆、锚喷等支护形式，应遵守下列规定：
①锚杆、锚喷等支护的端头与掘进工作面的距离，锚杆的形式、规格、安装角度，混凝土标号、喷体厚度，挂网所采用金属网的规格以及围岩涌水的处理等，必须在施工组织设计或作业规程中规定。
②采用钻爆法掘进的岩石巷道，应采用光面爆破。
③打锚杆眼前，必须首先“敲帮问顶”，将浮矸处理掉，在确保安全的条件下，方可作业。
④使用锚固剂固定锚杆时，应将孔壁冲洗干净，砂浆锚杆必须灌满填实。
⑤软岩使用锚杆支护时，必须全长锚固。
⑥采用人工上料喷射机喷射混凝土、砂浆时，必须采用潮料，并使用除尘机对上料口、余气口除尘。
喷射前，必须冲洗岩帮。
喷射后应有养护措施。
作业人员必须佩戴劳动保护用品。
⑦锚杆必须按规定做拉力试验。
煤巷还必须进行顶板离层监测，并用记录牌板显示。
对喷体必须做厚度和强度检查，并有检查和试验记录。
在井下做锚固力试验时，必须有安全措施。
⑧钻杆必须用机械或力矩扳手拧紧，确保锚杆的托板紧贴巷壁。
⑨岩帮的涌水地点，必须处理（可用导管引水）。
⑩处理堵塞的喷射管路时，喷枪口的前方及其附近严禁有其他人员。
（8）掘进巷道在揭露老空前，必须制定探查老空的安全措施，包括接近老空时必须预留的煤（岩）柱厚度和探明水、火、瓦斯等内容。
必须根据探明的情况采取措施，进行处理。
（9）在揭露老空时，必须将人员撤至安全地点。
只有经过检查，证明老空内的水、瓦斯和其他有害气体等无危险后，方可恢复工作。
（10）开凿或延深斜井、下山时，必须在斜井、下山的上口设置防止跑车装置，在掘进工作面的上方设置坚固的跑车防护装置。
跑车防护装置与掘进工作面的距离为20m，必须在施工组织设计或作业规程中规定。
（11）斜井（巷）施工期间兼作行人道时，必须每隔40m设置躲避硐并设红灯。
设有躲避硐的一侧必须有畅通的人行道。
上下人员必须走人行道。
行车时红灯亮，行人立即进人躲避调；红灯熄灭后，方可行走。
4、大硐室支护
水泵房、井下消防材料库布置在岩层中，均采用锚喷支护。
锚喷支护时，喷浆厚度不小于80mm，局部破碎地段，采用锚索加固，挂网后再喷浆。
5、大硐室通风
水泵房、井下消防材料库均采用调节风门控制风量、负压通风。
6、巷道断面及高度
根据国家安全生产监督管理局、国家煤矿安全监察局8号令：
在用巷道净断面必须满足行人、运输、通风和设置安全生产设施的需要，其中：
矿井主要运输巷、主要风巷的净高自轨面起不得低于2m；采区平巷的净高不得低于2.0m，采区薄煤层平巷的净高不得低于1.8m；回采工作面出口20m内巷道的净高不得低于1.8m。
本矿回采工作面进、回风巷各宽2.6m，净高2.2m。
（四）坚硬顶板垮落灾害的防治措施：
矿区范围内可采煤层顶板为泥质粉砂岩、粉砂岩，力学强度低，稳定性差，根据邻近矿井开采情况，回采面顶板一般都能随回柱垮落，因此，本矿发生坚硬顶板垮落灾害的可能性不大。
但在生产过程中，也应加强坚硬顶板的观察和预防，若局部地段遇坚硬顶板不易随回柱垮落时，为减少采空区顶板暴露面积，及时释放顶板压力，避免大面积来压威胁回采工作面安全，老顶坚硬难冒时应采取强制放顶措施，即向采空区顶板钻凿倾斜炮孔，装药爆破进行强制放顶，以防大面积冒顶事故的发生。
（五）坚硬顶板垮落灾害的预防措施及装备：
根据本矿顶板岩性情况，本矿井发生坚硬顶板垮落灾害的可能性不大。
因此，初期暂不配备坚硬顶板垮落灾害防治装备。
在生产过程中若有必要，再进行配备。
（六）冲击地压
所提供的资料中矿井主采煤层的冲击地压没有提及，且无冲击地压的历史记录，因此暂按无冲击地压矿井设计，但在巷道布置时就尽量避开应力集中区，掘进和采煤时也应注意应力集中的影响。
在开采深部煤层时，也有可能发生冲击地压。
当有可能发生冲击地压危险时，必须采取有效的防治措施：
1、防范措施：
目的是避免形成高应力集中区，避免产生能量积聚条件。
如采取开采保护层、煤层压力注水、松动爆破、顶板软化等措施；
2、解危措施：
目的破坏煤岩结构，降低应力梯度。
采用煤层卸载注水、煤层卸压爆破、钻孔卸压等措施；
3、防护措施：
在发生冲击地压时，避免造成灾害事故。
如采取加强支护、宽巷掘进、爆破工艺控制等措施。
三、矿山压力观测设备
矿压观测暂以人工观测为主，但必须创造条件，尽早使用仪器进行矿压观测。
矿压观测位置要设在安全地点，空顶处严禁观测，加强超前压力处支护。
本矿回采工作面开始开采时即应进行矿压观测，以掌握开采后顶板活动规律，回采空间矿压显现特征，寻求更合理安全的支护方式。
矿压观测项目主要有：
顶底板移近量、支柱活柱下沉量和支架载荷（“三量”）观测以及顶板破碎度和支架工作状态等的观测。
本矿井主要采用DSB-1底板下沉速度报警仪对锚喷及砌碹支护巷道的矿压进行观测，采用DZ-CL-1单体支柱测力计对回采工作面顶板矿压进行观测。
矿压观测仪器及设备见表2-6。
表2-6矿压观测仪器及设备
序号
设备及材料名称
型号及规格
单位
数量
1
单体支柱测力计
DZ-CL-1
台
5
2
顶板下沉速度报警仪
DSB-1
台
2
3
测枪
BHS-10
支
1
4
液压枕
YZ系列
个
20
5
钻孔油枕应力计
HCZ
个
5
6
超声波围岩裂隙探测仪
CT一2
台
1
7
地音监测系统
SAK
套
1
8
微震监测定位系统
SYLOK
套
1
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