乌兰井田位于贺兰山北段煤田呼鲁斯太矿区的北端，井田内下二叠统山西组3#煤为井田内的特厚煤层，煤厚平均为995m。煤层结构复杂，有夹矸2～18层，一般有1～10层夹矸，上部距顶板1m左右有一层高岭石泥岩，厚度在08m左右，分布范围广，沉积稳定。煤层变异系数042，为较稳定煤层。煤层顶板为粉、细砂岩，底板为砂岩。煤层倾角平均24°。

　1 综合开采技术在3#煤层中的应用

　3#煤层为乌兰矿的主采煤层，占全部储量的42%，1992年11月～1993年3月，该矿在33#煤层中进行综采放顶煤开采工业性试验，经有关专家组成的技术鉴定委员会鉴定，认为该项目技术达到了国内水平，可以有效地指导生产，并在国内类似条件的煤层中推广应用。试验成功后，在3#煤层的开采方式主要采用综采放顶煤工艺。截止2002年7月，走向推进已达3200m。

　综放工作面的布置方式：工作面的两风巷沿煤层走向布置，沿底板掘进，采用矿用11#工字钢制作的梯形支架支护。沿顶板布置一条顶板道，与工作面风巷内错一定距离。工作面切眼沿底板布置，倾斜长度正常时为150m左右。工作面采高24m（支架正常支撑高度）。

2 综放工作面片帮冒顶原因分析

　综放工作面顶板，实际是支架上覆的顶煤，按顶板分类，应属破碎顶板。3#煤层普氏硬度系数为06～12。由于各种因素的作用和影响，工作面架前多次发生片帮冒顶，严重影响正常生产和安全，直接影响综放技术发挥优势和效益。

　（1）煤岩层性质影响。采煤工作面顶板破碎的根本原因是顶板为不稳定的煤岩层。综放工作面的顶板是煤层，支架上覆顶煤本身的性质，是导致顶煤板破碎的重要因素之一。乌兰井田3#煤层在不同的采区，其性质有所不同，从而使工作面顶板控制措施不同。北翼及中部采区的5321工作面、5331工作面、5332工作面、5333工作面、5334工作面，由于煤层自身产状相对稳定，节理裂隙不发育，加之硬度较南翼采区煤层高，分析开采过程的煤壁及顶板控制，由于煤层自身原因造成片帮漏顶的情况只占10%左右，并且是在遇到很明显的地质构造（如断层、褶曲等）才发生片帮冒顶，使顶板难以控制。南翼采区的5335工作面、5326工作面、5327工作面，在回采过程中发生的片帮漏顶事故，经分析有近90%是因为煤层遇地质构造（揉皱软煤区、小断层群造成裂隙、节理非常发育、层理紊乱、底板异常鼓起、出现泥岩伪底等）造成的。在不同的综放工作面，煤层性质都表现出了对顶板控制的重要的影响作用。从顶板控制角度，我们希望支架上覆的顶煤完整稳定，但放顶煤工艺本身又要求顶煤到达放煤口时必须达到一定的破碎程度，因此较软的煤层其放出性较好，宜采用放顶煤工艺，但对顶板控制不利。

　（2）矿山压力的作用。综放工作面顶煤是在矿山压力、工作面前方煤壁的支撑压力及煤的自重力作用下，产生裂隙、离层逐渐破碎，在支架切顶线后方冒落。如果由于自身性质及外部作用，破碎已达一定程度，架前片帮冒顶就有发生的可能。分析3#煤层的开采情况，周期来压很不明显，支架工作阻力普遍较小，支架所受顶板压力作用点前移，并且在支架顶梁上非均匀分布，支架上方顶煤在支架前移后，很少出现悬顶现象。架前顶煤经常出现沿煤壁切开，但煤体并不是特别破碎，说明并没有受到极大的挤压作用。因此，放顶煤工艺的特点，使3#煤层工作面矿山压力显现不明显，发生大范围的片帮冒顶情况很少出现，所以矿山压力对放顶煤工作面顶板控制的影响并不大。但要明确的是，如果有其他因素的共同作用，矿山压力将加剧采场恶化程度，给顶板控制增加困难。

　（3）人员操作和劳动组织因素。放顶煤工作面对操作和工艺组织要求不同于普通综采工作面。顶板控制对人员操作要求就是要及时支护，并尽可能预防片帮冒顶，包括对局部架前、架间漏顶、片帮的重视和处理。综放支架前梁上方常常是已破碎的顶煤，移架操作要求少降支架，带压擦顶前移；在工序安排上，规定移架距采煤机后滚筒不得超过3架。技术人员和施工人员对大量的片帮冒顶事故进行分析总结，对3#煤层综放工作面移架工序制定相应措施。由于煤层自身性质及矿山压力的作用，支架架前出现煤壁压酥破碎、片帮深度04～06m。如果采用挑伸护帮板临时支护，护帮板与煤壁接触面积较小，有时是线状接触，煤壁得不到有效支护，架前空顶也没有改善。同时由于操作失误造成的人为冒顶事故，如降架过多，支架不正、倒架、咬架、不按放煤工艺规定放煤等，也会引起顶板状况恶化。

　3 综放工作面片帮冒顶的处理和预防

　综放工作面片帮冒顶后，因支架上方是破碎的顶煤，大量的破碎状顶煤流入回采空间（输送机里、架前、架间空间），使作业中断，输送机停止运行。如果冒险启动输送机继续运转，就有可能使片帮冒顶扩大，顶板岩石垮落，输送机被“压死”，甚至影响到工作面通风系统，有时侥幸有大块煤矸塞堵暂不漏，但片帮冒顶隐患依然存在，并使支架上方形成“空洞”，给作业带来威胁。因此，综放工作面片顾冒顶应以预防为主，一旦发生片帮冒顶必须想方设法控制其蔓延扩大，然后采取合适的处理措施。

　31 片帮冒顶的处理

　综放工作面片帮冒顶后，可利用“撞楔法”通过破碎带，该方法适用于破碎的煤岩体中有大块，片面性帮深度不太大的情况，用撞楔堵住漏洞，然后再加强支护控制冒顶。

　施工人员和技术人员现场总结出的“顶网法”，单独采用或与其他方法配合使用时，产生较好效果。冒顶后，松散煤体堆满架下空间，片帮冒顶的深度不明，并且顶煤非常破碎，颗粒较小时，先用金属网挂在前梁上，然后用金属钢梁或木梁配合单体顶向煤帮，阻力大时，可先用锹掏梁前的煤边顶；金属网不够长时，可适当再加一遍网；见到煤帮后，在顶梁下支设单体支撑。个别较深处，在钢梁上方打撞楔。控制煤帮不漏后，启动输送机将冒顶煤运走。自上而下对所顶的钢梁进行加强支护，并对煤帮进行维护。此方法在3#煤层过地质构造带软煤区时，发挥了很好的作用。

　片帮冒顶后还有一种情况就是出现了空顶，如果片面强调接顶，将可能耽误时机，反而于顶板控制不利。空顶并不是顶板已稳定，而是暂时的、相对的。根据现场实际，此时要立即进行处理，不能耽误时间，否则要引发更大的片帮冒顶。可采用铺顶网，架走向抬棚的方法，封闭空顶区，并对煤壁进行支护。当然这是相当危险的情况，要用经验丰富的职工观察顶板、煤壁，清理好安全通道。抬棚支设必须有一定的支护强度，防止顶煤再次垮落后冲击而倒棚。

　32预防

　从前文分析可看出，综放工作面的顶板控制有其自身特点，顶板失控后，影响很大，即使采取措施处理，也已造成人力、物力浪费，甚至出现安全事故，因此，预防更为重要。

　首先，对采用综放技术开采的煤层要进行地质预测，必须从开采设计上就采取预防措施，避免给回采埋下隐患。工作面布置及设备选型必须考虑克服煤体破碎，利于控制顶板，一般不适宜布置仰采，支架应尽可能实现对架前顶煤全封闭。其次，开采后遇破碎煤体、构造软煤区，必须从人员操作上制定科学、合理的措施并贯彻执行，减少人为造成片帮冒顶。理想的方法应该是对煤体进行固化，如注化学药剂等。现场试验了注水方法，即对工作面煤壁沿走向布置注水孔，用动压或静压注水。我们分析认为，注水后，使煤体内应力分布发生了变化，一定程度上增加了煤体粘结性，也可能改变了其他物理特性，但注水到底对预防片帮冒顶是如何产生作用的，还待进一步观测和研究。另外也可采用“提前开帮”法，人工用手镐或风镐在煤壁掏梁窝，架设走向棚，对架前及煤帮进行维护，防止割煤移架时，发生片帮冒顶

按悬吊理论

(1)锚杆长度L，

L=L1+L2+L3

=50+1000+300=1350mm

式中：L1——锚杆外露长度

L2——软弱岩层厚度，可根据柱状图确定 mm

L3——锚杆伸入稳定岩层深度 一般不小于300mm

(2)锚固力N：可按锚杆杆体的屈服载荷计算

N=π/4(d2σ屈)

= 025×314×（002）2×335×106=105KN

式中：σ屈——杆体材料的屈服极限Mpa

d——杆体直径

(3)锚杆间排距

锚杆间距D≤1/2L

D≤05×2200=1100mm

锚杆排距L0=Nn/2kra L2

=105×103×13/2×3×24×103×21×1=451m

式中：n——每排锚杆根数

N——设计锚固力，KN/根

K——安全系数，取2-3

r ——上覆岩层平均容重，取24KN/ m3

a——1/2巷道掘进宽度 m

2、按自然平衡拱理论计算

Ⅰ、两帮煤体受挤压深度C

C=(（KrHB/1000fcKc）Cos(a/2)-1)h×tg(45-ψ/2)

=（（25×24×510×1/1000×2×10）Cos（23°/2）-1）×265×tg（45°-63°/2）=89m

式中：K——自然平衡拱角应力集中系数，与巷道断面形状有关；矩形断面，取28

r ——上覆岩层平均容重，取24KN/ m3

H——巷道埋深m

B——固定支撑力压力系数，按实体煤取1

fc——煤层普氏系数，

Kc——煤体完整性系数，09-10

a——煤层倾角

h——巷道掘进高度m

ψ——煤体内摩擦角，可按fc反算

Ⅱ、潜在冒落高度b

b=(a+c)Cosa/Kyfr

=（21+89）×092/045×4=562m

式中：a——顶板有效跨度之半 m

Ky——直接顶煤岩类型性系数。当岩石f=3-4时，取045 ;f=4-6 时，取06; f=6-9时，取075。

Fr——直接顶普氏系数

Ⅲ、两煤帮侧压值Qs

Qs=KnCr煤[h×sina+b×cos(a/2)×tg(45-a/2)

=25×2×89×148[265×039+562×098×024=155kN/m

式中：n——采动影响系数，取2-5

r煤——煤体容重，KN/m3

(1)顶锚杆长度L

L=L1+b+L2

=005+562+035=602

式中：L1——锚杆外露长度 m

L2——锚固端长度 m

b——潜在冒落拱高度 m

锚杆间距D≤1/2L

锚杆排距LO=Nn/2K·rab

=105×12/2×2×24×21×562=

式中：n——顶板每排锚杆根数

N——每根锚杆锚固力，KN

K——安全系数，取2-3

r ——上覆岩层平均容重，取24KN/ m3

a——1/2巷道掘进跨度，m

(2)煤帮锚杆

锚杆长度：L=L1+C+L2

=005+89+035=93

锚杆间距：D=Nh/L0KQs

=105×265/×2×155=

式中：N——设计锚杆锚固力，MPa

K——安全系数，取2-3

L0——煤帮锚杆排距，同顶板排距

Qs——两帮侧压值，KN

3、按组合梁原理计算

(1) 锚杆长度L

L=L1+L2+L3

式中：L1——锚杆外露长度 m

L3——锚固端长度 m

L2——组合梁自撑厚度 m

L2=0612B[K1P/ψσ1σx]/2

=0612×42(2×/)

K1——与施工方法有关的安全系数。掘进机掘进2-3；爆破法掘进3-5；巷道受动压影响5-6

P——组合梁自重均布载荷 MPa

ψ——与组合梁层数有关的系数

组合层数：1 2 3 ≥4

ψ 值：10 075 07 065

B——巷道跨度 m

σ1——最上一层岩层抗拉计算强度，可取试验强度的03-04倍 MPa

σx——原岩水平应力，σx=λrz MPa=04×24×510=000489MPa，

λ—侧压力系数，一般为025-04,

Z—巷道埋深 m

(2)锚杆间距

以上所选锚杆长度，还需验算组合梁各层间不发生相对滑动，并保证最下面一层岩层的稳定性

D≥163m1(σ1/KP)/2

=163×(/8×)/2=

式中：m1——最下面一层岩层的厚度 m

K——安全系数，取8-10

P——本层自重均布荷载 P=r1m1=24×,MPa ；

r1——最下面一层岩层的容重，KN/m3

锚索支护参数的确定：

1、 锚固长度La

La≥fst/πfcs d1

=（1870/314×10）×178=1060mm

设计锚固长度14m＞106m

式中：d1—锚索钢绞线之径，mm

fst—钢绞线抗拉强度，Mpa

fcs—锚索与锚固剂的设计粘接强度，按10MPa计算

2、 锚索间排距

L/S≥2

S≤L/2=6600/2=3300mm

设计间排距18m＜33m

式中：L—锚索孔深度

S—锚索间距

3、 锚索锚固力P

P1≥P≥P1/K或P2/K

P≥400/2=200KN

设计锚固力200KN

式中：P—设计锚索锚固力 KN

P1—锚固段锚固剂与孔壁的粘结力 KN

P2—锚固段锚固剂与钢绞线的粘结力 KN

K—安全系数，取2

切眼锚杆支护参数的确定：

1、顶锚杆

按加固拱原理确定锚杆参数：

锚杆长度：L=N×（11+B/10）=11×(11+42/10)=167m (N取11)

锚杆直径:D=L/110=167/110=152mm

锚杆间排距:a<05L=05×1670=835mm

根据以上计算，为提高安全度和支护效果，选取φ20×2200mm左旋无纵筋锚杆，锚杆间排距900×900 mm,每眼使用Z2335药卷3卷。

2、帮锚杆

两邦锚杆选用Φ20mm,L=2200mm 左旋无纵筋锚杆，间排距750×700,每眼使用Z2335药卷3卷（最末一排距底板不超过300 mm）。

三、护网

护网选取直径4 mm，网格40×40 mm的经纬网。

四、锚索

因机、风巷及切眼埋深大，跨度也较大，为确保安全和支护效果，施工时在顶板打锚索加强支护。机巷顶锚索规格：178 mm×7000 mm，间距15 m，排距15 m,每眼使用Z2335药卷4卷。

锚杆支护参数的确定：

一、按加固拱原理确定锚杆参数：

1、顶锚杆

(1)锚杆长度：L= N（11+B/10）=10×(11+42/10)=152m；根据 我矿支护经验，锚杆长度取L=22m。

式中：L—锚杆长度；

N—围岩稳定影响系数，取10m；

B—巷道跨度。

(2)锚杆直径：D=L/110=22/110=002m，取D=20mm。

(3)锚杆间距：d≤05L=05×22=11m，取间排距为900×900mm。

(4)锚杆型号：选用φ20×2200mm的左旋无纵筋锚杆，其锚固力≥100KN/根；配用W钢带及φ4mm的钢网联合支护顶板。

2、巷帮锚杆：巷帮支护锚杆选用φ20×2200mm的左旋无纵筋锚杆，并配合φ14mm的钢筋梯形梁和φ4mm的钢网联合支护。

二、按悬吊理论确定锚杆参数：

1、锚杆长度L，

L=L1+L2+L3

=50+1200+300=1550mm

设计锚杆长度L=2200mm

式中：L1——锚杆外露长度

L2——软弱岩层厚度，可根据柱状图确定 mm

L3——锚杆伸入稳定岩层深度 一般不小于300mm

2、锚固力N：可按锚杆杆体的屈服载荷计算

N=π/4(d2σ屈)

= 025×314×（002）2×335×106=105KN

式中：σ屈——杆体材料的屈服极限Mpa

d——杆体直径

3、锚杆间排距

锚杆间距D≤1/2L

D≤05×2200=1100mm

锚杆排距L0=Nn/2kra L2

=105×103×13/2×3×24×103×21×12=376m

设计锚杆间排距为900×900mm

式中：n——每排锚杆根数

N——设计锚固力，KN/根

K——安全系数，取2-3

r ——上覆岩层平均容重，取24KN/ m3

a——1/2巷道掘进宽度 m

锚索支护参数的确定：

1、锚固长度La

La≥fst/πfcs d1

=（1870/314×10）×178=1060mm

设计锚固长度14m＞106m

式中：d1—锚索钢绞线直径，mm

fst—钢绞线抗拉强度，Mpa

fcs—锚索与锚固剂的设计粘接强度，按10MPa计算

2、锚索间排距

L/S≥2

S≤L/2=6600/2=3300mm

设计排距18m＜33m

设计间距16m＜33m

式中：L—锚索孔深度

S—锚索间距

3、锚索锚固力P

P1≥P≥P1/K或P2/K

P≥400/2=200KN

设计锚固力200KN

式中：P—设计锚索锚固力，KN

P1—锚固段锚固剂与孔壁的粘结力，KN

P2—锚固段锚固剂与钢绞线的粘结力，KN

K—安全系数，取2

煤层

硬度

:煤层按硬度分为极硬煤层50>f>40、硬煤层40>f>30、中硬煤层30>f>15、软煤层15>f>08、极软煤层08>f>05五个

类别

，

割煤机一般适宜截煤层硬度f≤4

工作面

　　宁波市鄞州区虎啸周 克 周徐生发布

　　安徽 霍邱 玉、树、传、家 周树国发布

　　河北邯郸县 佩、恪、？、永、玉、洪、广、振、家、邦 周洪昌发布

　　江苏省宝应县范水镇 ……永、宏、风…… 周超发布

　　山东省枣庄市峄城 （前奉康熙赐给二十代）枝、兴、衍、崇、绪、隆、茂、庆、传、长、广、生、忠、厚、嗣、永、远、贞、正、方（增绪二十代）至、德、开、宏、运、达、孝、毓、福、祥、礼、教、培、家、训、信、义、作、宝、章

　　周（Zhōu）姓源出有四：

　　1、出自姬姓，为黄帝之后裔，以地名为氏。据《史记·三代世表》、《周本纪》等所载，周姓最早出现于远古黄帝时，有个将军名叫周昌，至商代有个太史叫周任，以食采于周地得姓，他们的后代都以周为氏。

　　2、出自帝喾高辛氏之后，以国名为氏。据《元和姓篡》称：“帝喾生后稷，至太王，邑于周，文王以周为氏。”太王之孙周文王时，迁于丰邑（今陕西省西安沣水西岸），作为国都，在位50年。到其子武王时，终于灭了商朝，建立周朝，历八百余载，皆作周氏。公元前256年，周朝被秦国所灭，其中部分周氏子孙及周朝遗民以周为氏：一支是周平王时，少子姬烈受封于汝南，时人呼之“周家”，其后遂改为周氏；一支出自周赧王之后。据史料记载，秦灭掉东周后，把周赧王废为庶人，迁到惮孤（今河南省临汝县西北），时称赧王为周家，其后称为周氏；还有一支出自周公旦之后。周公旦，周武王之弟，为周朝的建立和巩固立下了汗马功劳，他去世后，史称周公，其后代也以周为姓。周公的裔孙黑肩之后，世为周朝卿士，其后以国为氏。

　　3、他氏改姓或他族改姓为周。

　　（1）辛威之后周瑶，北周大将，初姓普屯，后因感北周王朝之恩，改为周氏。

　　（2）唐玄宗时，有姬氏因避帝名讳，故而改周氏。

　　（3）元朝时，有一位苏卓周的名人，改姓为周，并以“武功”为郡号。

　　（4）北魏献帝次兄为普氏，后亦改为周氏。同时，有普乃氏、普屯氏、普周氏均被改为姓周。南北朝时，代北复姓贺鲁氏自北魏孝文帝迁都洛阳后，改汉字单姓周氏。

　　4、被赐姓为周。唐末有个叫成枘的，后梁时被赐姓周氏。

　　周姓迁徙分布:

　　周姓的最初发源地在今陕西渭河平原一带。

　　秦汉时期，周 姓主要以河南、陕西为中心地带繁衍生息，后逐渐成为当地的名门望族。

　　秦时，有河南临汝的周姓人迁往江苏沛县。西汉时，有河南叶县周姓人迁往河南平舆县。

　　汉末，此支中又有迁往安徽庐江的，河南周燕在汉时迁往山东任太守。可见，这一时期，周姓已活动于陕西、河南、山东、安徽等省，且以河南为主要支流。

　　魏晋南北朝时期，战乱频繁，社会动荡，大规模的南迁使得周姓人也卷入其中，于是湖北、江西、江苏等地有了周姓人活动的足迹。如晋代，有周访任江西浔阳梁州刺史。

　　南朝宋有周毅在江西临川郡任太守之职。隋唐时，周姓有了大范围的分布与发展。

　　唐初，随着陈元光入闽开基福建漳州，周姓族人有加入者，此为周姓最初入闽者。

　　唐僖宗时，又有周姓人随王潮、王审之入闽而后移居广东者。这一时期，周姓更广泛地分布于南方地区。

　　宋元时期，周姓人最为显著的特点仍是南迁，以致于此期周姓名人多出于南方，如哲学家周敦颐、词人周邦彦、音韵学家周德清等。

　　明清时期，是周姓发展中一个比较兴盛的时期，台湾、云南、四川、贵州等地也有了周姓人居住。据记载，明初周正行五兄弟从江西迁到贵州麻阳。

　　清初有福建人周延郡入台，广东人周朝德居于台湾。此时，周姓可谓遍布祖国的山山水水。

　　今日周姓在长江流域的省、市中所占比例相对高于其他地区。周姓是当今中国姓氏排行第九位的大姓，人口众多，约占全国汉族人口的百分之二点一。

伪顶：位于煤层之上随采随落的极不稳定岩层，其厚度一般在05m。

直接顶：位于煤层或伪顶之上，具有一定的稳定性，移架或回柱后能自行垮落的岩层。

老顶：位于直接顶或伪顶之上，厚而坚硬不容易冒落的岩层。在回采完毕后，直接顶垮落一段时间后，将会垮落一整块的顶板岩石，就是直接顶，俗称“老顶”，第一次垮落时就形成了工作面初次来压，以后每隔一段距离垮落一次，就形成了周期来压。

结构类型

散体拱结构

当煤层的普氏系数较小(f<1)，且松软直接顶的垮落高度可达煤层采出厚度的3倍以上时，直接顶岩层中可形成压力拱结构，其特点是具有散体介质的属性，故称散体拱。

这种结构多为松软直接顶厚度较大的煤层形成，其矿压显现一般不明显，但要求较高的初撑力以控制顶煤的早期下沉。

桥拱结构

当上位直接顶岩层较硬且节理发育或网下综放开采时，断裂后的岩块由于相互挤压可形成岩桥状拱结构，因而称之为桥拱结构。

参考资料：