0 引 言
随着我国煤矿开采装备、技术水平的不断提高及安全监管体系的日趋完善，煤矿安全事故得到有效控制，安全事故起数及死亡人数逐年下降［1-2］，百万吨煤死亡率由改革开放初期的8.17 降至2019 年的0.083，煤矿安全形势得到根本好转。 然而，在各类煤矿灾害中，顶板灾害诱发因素多、易突发、难防控，仍然是制约煤矿安全生产的重要因素［3-5］。 无论是大型矿井，还是中小型煤企，都存在一定程度的顶板安全隐患，顶板灾害有效防控仍是我国煤炭行业发展需要深入探究的技术难题。
揭示顶板灾害发生特征，研究顶板活动规律是顶板灾害防控的关键［6-8］。 由于采动顶板覆岩内的运动和破断难于观测，分析工作面矿压显现规律仍是探究顶板活动特征的主要途径。 地质条件如煤层厚度和强度、顶板岩性、埋深、地质构造、地表地形及采煤方法等对工作面矿压显现有很大影响［9-10］，如煤层厚度越大，上覆岩层活动范围越大，矿压显现越强烈。 国内外学者对顶板灾害特征及矿压显现规律做了大量深入研究，文献［11-12］基于“悬臂梁-铰接岩梁”理论和Winkler 地基理论，认为综放工作面大面积切顶压架发生的原因是工作面支架初撑力和工作阻力较低，难以维系直接顶和基本顶平衡结构导致，进而给出了拉破断临界支护强度计算公式，为综放工作面压架灾害预报提供一种方法。 刘文岗［13］在大量浅埋煤层顶板事故分析基础上，从上覆厚土层破坏结构，岩土层动态载荷传递效应出发探究了浅埋工作面顶板灾害发生机理。 陈冬冬［14］基于理论计算、实验室试验、现场实测等方法，提出了预警顶板灾害的“一同时、两滞后、两区域、两指标、两控制”技术方法体系，探索了晋北地区坚硬顶板条件基本顶切顶或回转失稳灾害的预警方法。 文献［6，15-16］分析了大量现场矿压数据及顶板灾害实例，提出了浅埋煤层覆岩“切落体” 结构模型。KUANG 等［17］对关键层顶板的破断和运动进行现场监测，建立了顶板破裂、运动和矿压之间的时空关系。 文献［18-20］分析了影响放顶煤开采的技术指标，放顶煤开采围岩的动力灾害及关键层位置对采动覆岩破断特征的影响，结果表明放顶煤开采可以有效降低巷道和工作面周围的应力集中，降低冲击地压危险性。 这些研究为改善我国煤矿顶板安全提供了指导。
总体来看，目前我国顶板矿压灾害研究大多集中在单一矿井或个别矿区，研究对象、研究目标都比较单一，对不同顶板条件的矿压灾害特征、评价指标及评价方法等共性问题尚缺乏深入探究。 浅埋深、坚硬顶板、非坚硬顶板等不同类别顶板都可能发生冒顶、切顶压架和大面积悬顶动载冲击等顶板事故，但不同开采条件的顶板灾害特点及成因尚不明晰。从大量顶板事故案例，探究顶板灾害特征及致灾机制，进而构建相应预警和防灾技术体系对于我国工作面顶板灾害防控具有重要意义。 从工作面顶板岩性，矿压显现特征，灾害表现形式等方面的统计分析着手，结合顶板灾害案例，研究我国回采工作面顶板灾害类型，发生条件和致灾原因，探究工作面顶板灾害全景监测预警技术架构和顶板灾害防治技术体系，实现工作面顶板灾害防治。
1 工作面顶板灾害类型及致灾原因
从我国大量工作面顶板事故（表1）来看，工作面顶板灾害主要包括片帮冒顶、顶板大面积突然垮落和大面积切顶压架3 种类型。
表1 我国近年来工作面顶板灾害案例
Table 1 Cases of roof disasters of working face in recent years in China
矿区 矿井或工作面 顶板或埋深 灾害情况彬长矿区 崔木矿 非坚硬顶板 多次出水压架，支架损坏扎赉诺尔矿区 灵泉矿综放工作面 非坚硬顶板 多次冒顶、切顶扎赉诺尔铁北矿、淮北矿区 祁东煤矿 非坚硬顶板 多次切顶，影响生产淮南矿区 潘一矿、潘三矿、顾北矿 非坚硬顶板 切顶，影响生产石圪台矿综采工作面 浅埋深 多次压架，支架损坏神东矿区神东榆家梁综采工作面 浅埋深 2 次压架大地精煤矿1303综采工作面 浅埋深 多次压架，影响生产大同矿区 同煤塔山矿8102综放工作面 坚硬顶板 多次切顶，影响生产准格尔矿区 酸刺沟矿6105-2综放工作面 坚硬顶板 多次切顶，支架损坏榆神矿区 千树煤矿11302综放工作面 坚硬顶板 动载冲击
1.1 工作面片帮冒顶及致灾原因
1.1.1 工作面片帮冒顶灾害
工作面片帮是指该区域煤壁发生破坏，煤体从煤壁缓慢或突然掉落（崩落），工作面冒顶是指支架上方和控顶区顶板发生冒落。 片帮和冒顶互相影响，一方面片帮造成空顶范围加大，引起冒顶；另一方面，冒顶导致支架不接顶，应力转移至煤壁，也易于引起片帮。 片帮、冒顶在每个回采工作面都有发生，有的工作面较为严重，有的工作面较轻，片帮和冒顶不一定造成顶板灾害。 工作面片帮冒顶灾害是指片帮冒顶导致机道满载煤或矸石，采煤机无法割煤和刮板输送机无法启动，冒顶空间较大支架接顶效果差，导致支架倒架和无法移架，或由于片帮冒顶造成人员伤亡的。
1.1.2 工作面片帮冒顶灾害案例
某矿8303 大采高工作面煤层厚度6.50～6.80 m，平均6.63 m，煤层倾角1°～17°，平均5°，煤层节理发育。 伪顶为厚1 ～2 m 的黑色泥岩，性脆，割煤后易冒落；直接顶为厚10 m 的泥岩和石灰岩互层，充填物为方解石石脉，裂隙发育，易冒落。 受如下4个方面影响导致工作面片帮冒顶严重，提前回撤：①伪顶和直接顶裂隙发育；②断层和褶曲导致工作面为大角度仰采；③工作面推进速度慢、停产造成顶板累计下沉量大和破碎严重；④部分支架工况较差。
1.1.3 工作面片帮冒顶致灾原因
工作面片帮冒顶致灾原因较多，地质条件包括：煤岩体较软或破碎，割煤高度较高，仰采；采煤方法包括：采煤方法选择不合理，采高确定不合理；顶板和采煤管理包括：支架初撑力较低，支架支撑效率较低，工作面推进速度较慢，支架不及时移架和护帮等。
1.2 工作面顶板大面积突然垮落及致灾原因
1.2.1 工作面顶板大面积突然垮落灾害
工作面顶板大面积垮落灾害特点为瞬时发生，破坏严重，常见如房柱式（刀柱式）采空区大面积突然垮落和长壁工作面顶板大面积突然垮落灾害［21-23］。 前者为房柱式（刀柱式）回采工作面在回采过程中或回采一段时间后，由于部分煤柱破坏，引起煤柱连锁失稳，导致较大面积的顶板突然垮落，引起飓风，损坏工作面设备，造成人员伤亡，如图1 所示；后者为长壁工作面在回采过程中顶板悬顶面积较大，突然垮落，形成飓风，影响工作面正常生产，造成设备和人员伤亡，如图2 所示。
图1 房柱式采空区顶板大面积垮落示意
Fig.1 Sketch of roof large-area collapse in room-column goaf
图2 长壁工作面顶板大面积垮落示意
Fig.2 Sketch of large-area collapse of roof in long wall working face
1.2.2 工作面顶板大面积突然垮落灾害案例
1）房柱式采空区大面积突然垮落灾害。 安平煤矿8117 综放工作面，支架型号为ZF13000/23/42，回采5-1 煤层，厚度4 ～14 m，5-1 煤上部为4煤，层间距为13～37 m，4 煤为房柱式采空区。 2016年3 月23 日，8117 工作面在第2 开切眼顶板预裂爆破后，发生爆炸事故，造成20 人死亡。 造成这一顶板事故的主要原因是：顶板爆破诱发了8117 工作面和4 号煤房柱式采空区突然大面积顶板垮落，导致采空区瓦斯等有害气体突然压入到8117 工作面，遇到冲击波损坏的电缆，发生瓦斯爆炸次生事故。
2）长壁工作面大面积突然垮落灾害。 鄂尔多斯准旗某矿6105-2 综放工作面，煤层厚度7 ～10 m，工作面长度为245 m，埋深200～280 m，支架型号为ZF15000/26/42；工作面顶板较硬较厚，工作面内部钻孔显示，6上煤无直接顶，上覆为整体性较好的厚27.89 m 含砾粗砂岩基本顶。 工作面在初采过程中，发生多次大面积垮落，形成飓风，影响工作面正常生产，造成60%支架顶梁被穿透，如图3 所示。
图3 长壁工作面顶板大面积垮落支架损坏
Fig.3 Support damage due to large-area collapse of roof in long wall working face
1.2.3 工作面顶板大面积突然垮落致灾原因
工作面顶板大面积突然垮落的主要原因是顶板悬顶面积较大，支撑体（煤柱或支架）不能承载顶板及上覆岩层载荷，造成顶板瞬时垮落。 长壁工作面顶板突然垮落时，对支架造成冲击，损坏支架立柱或结构。 图4 为某矿支架受动载冲击后，在52 s 内，左柱立柱压力从34.4 MPa 增阻到55.6 MPa，右柱从43.1 MPa 增阻到54.1 MPa，增阻速率分别达到24.4 MPa/min 和12.7 MPa/min，导致左立柱损坏不保压。
图4 支架受动载冲击立柱损坏
Fig.4 Support column damage due to dynamic impact
1.3 工作面大面积切顶压架及致灾原因
1.3.1 工作面大面积切顶压架灾害
控顶区范围内（支架上方）顶板发生断裂且失稳，顶板及上覆岩层载荷直接作用在支架上，支架无法承载，安全阀开启，顶板下沉导致无足够空间进行正常回采［24-26］，从而引起工作面大面积切顶压架，如图5 所示。 工作面大面积切顶压架与工作面顶板大面积突然垮落区别在于：前者发生过程相对较长，可能几十分钟或几小时，甚至几天，而后者是在几分钟或几秒内发生。
图5 工作面大面积切顶压架
Fig.5 Large-area roof cutting and support crushing of working face
1.3.2 工作面大面积切顶压架灾害案例
崔木煤矿302 综放工作面， 支架型号为ZYF10500/21/38，开采3 号煤层，煤层平均厚度10 m，顶板多为泥岩、砂质泥岩及粉砂岩、细中粒砂岩。泥岩单轴抗压强度为2.3 ～3.6 MPa，平均3.0 MPa，砂岩单轴抗压强度为37.2 ～47.3 MPa，平均44.3 MPa，从顶板强度来看，不属于坚硬顶板。 工作面在回采过程中，发生5 次较大范围的大面积切顶压架，工作面推进速度慢，采空区发火，封闭了工作面，损失较大。 发生大面积切顶压架前后支架工作阻力如图6 所示，由图6 可知，在压架前或压架时，并没有发生动载冲击，仅安全阀持续长时间开启。
1.3.3 工作面大面积切顶压架致灾原因
浅埋深工作面由于基岩较薄，表土层较厚，顶板易在煤壁处断裂，且由于基岩较薄，难以形成稳定承载结构，导致大面积切顶压架［27-29］。
普通工作面大面积切顶压架直接原因是支架上方顶板累积下沉量较大。 顶板在煤壁处易发生断裂，断裂后形成的结构失稳，支架无法承载顶板及上覆岩层载荷，如图7 所示。 引起顶板累积下沉量大的直接原因包括支架额定工作阻力不足，工作面推进速度较慢，支架工况较差（初撑力低，支架支撑效率低，支架低头或抬头）等。
图6 302 工作面压架时支架工作阻力
Fig.6 Support resistance force of No.302 working face during support crushing
图7 大面积切顶压架发展过程
Fig.7 Process of large-area roof cutting and support crushing
2 工作面顶板灾害监测预警技术
从工作面顶板灾害类型及发生机制出发，结合多年顶板灾害预警监测技术实践，提出了近、远场顶板和煤壁片帮多部位全景综合监测技术。 工作面顶板近、远场监测内容包括：应力（煤体应力、支架受力）、位移（超前工作面顶板位移、顶板下沉量、工作面煤壁位移）、工作面顶板断裂位置及能量大小等［30］，监测体系如图8 所示。
图8 工作面顶板灾害监测体系
Fig.8 Monitoring system of roof disasters in working face
2.1 远场顶板断裂监测
回采过程中，工作面前方顶板发生断裂，工作面后方顶板发生垮落。 微震监测是利用安装在井下或地面的振动及速度传感器（振动频率通常为0 ～150 Hz），获取井下煤岩体破断产生的振动波，基于各个传感器接收的振动波P 波，使用定位算法计算煤岩体的破断位置（震源）［31］，并计算出断裂能量大小，从而实现对工作面顶板活动规律监测，定位原理如图9 所示。
图9 微震监测顶板断裂示意
Fig.9 Sketch of micro-seismic monitoring of roof fractures
利用微震监测系统监测顶板活动，能够确定工作面矿压显现强烈的主导岩层，掌握工作面顶板活动强度和范围，如图10 所示。 由图10 可知，红庆河煤矿关键层为距离工作面60 m、厚40 ～50 m 的粗粒砂岩，从而为预处理顶板找到了目标岩层。
图10 红庆河煤矿强矿压主导岩层微震事件
Fig.10 Microseismic events of dominant strata leading to large mine pressure in Hongqinghe Mine
2.2 近场顶板矿压及支架工况监测
工作面矿压监测系统可以实时、在线监测液压支架工作阻力、超前支承压力、支架下缩量、煤柱应力等数据，进而获得工作面矿压显现规律和支架工况，实时预警。
2.2.1 工作面矿压显现规律分析
通过对支架工作阻力分析，可获得工作面来压范围、步距、来压持续时间、来压时工作阻力等信息。图11 和图12 为利用近场工作面矿压监测系统获得的上湾煤矿12401 超大采高工作面支架压力和相应支架工作阻力曲线。
图11 上湾煤矿12401 工作面压力
Fig.11 Mine pressure of No.12401 working face in Shangwan Mine
图12 上湾煤矿12401 工作面支架工作阻力
Fig.12 Support resistance force No.12401 working face in Shangwan Mine
2.2.2 工作面支架工况动态评价预警
支架工况评价指标包括支架初撑力大小、安全阀开启率、支架支撑效率、不保压比例、支架工作阻力分布比例、动载冲击等。 支架工况差是工作面顶板灾害的重要诱因之一，动态评价支架工况首先要及时、快速、自动识别和计算支架工况评价指标。 本研究团队经过多年研究和实践，研究出了上述参数自动识别计算算法，整合到KJ21 顶板灾害监测系统中，实现支架工况的自动动态评价和预警。
1）支架初撑力。 支架初撑力对抑制工作面控顶区范围内顶板早期下沉，维护顶板完整性，减小工作面矿压显现强度和避免顶板灾害具有重要作用。支架初撑力是升架后，立柱注液阀关闭瞬时产生的工作阻力。 支架初撑力是特殊的支架工作阻力，每个支架每个割煤循环产生一个初撑力，如图13 所示。 支架初撑力受泵站压力、管路损失、注液时间等因素的影响，一般要求支架实际初撑力为泵站压力的80%以上，但由于多方面原因很多工作面支架初撑力不能满足要求。 评价支架初撑力时需要从支架工作阻力数据中识别出初撑力，图14 为系统自动识别初撑力。
图13 支架初撑力
Fig.13 Initial support force
图14 上湾煤矿12401 工作面94 号支架初撑力识别
Fig.14 Initial support force recognition of No.94 support of No.12401 working face in Shangwan Mine
在开采过程中，要求工作面实际初撑力达标数量占比大于85%总循环数，具体为
式中：N 为初撑力达标的循环数；M 为支架总循环数；F0 为初撑力；Fe 为额定初撑力。
2）安全阀开启率。 支架安全阀是支架结构件、立柱及千斤顶的保护装置，当顶板来压超过支架安全阀设置值时，安全阀开启，当压力小于设定值时安全阀关闭。 一定比例工作面支架安全阀开启一段时间是正常的，但当工作面大多数支架或某个支架安全阀长时间开启则对工作面顶板维护不利。 从安全阀开启角度评价支架工况有2 个方面：①安全阀开启率，是指安全阀开启循环数占总循环数的比例，开启率高表明支架超负荷工作，工作面矿压显现强烈或支架额定工作阻力偏小；②安全阀实际开启压力是否与设计值相匹配，要求实际开启压力误差小于设计值的±5%。 若实际开启压力大于设计值，则可能损坏立柱或支架，反之，说明支架实际支护能力小于设计值，对维护顶板不利。
图15 为崔木煤矿302 工作面68 号支架安全阀开启情况，68 号支架左柱安全阀开启压力为30 MPa，远小于设计值42 MPa。
图15 崔木煤矿302 工作面68 号支架安全阀开启
Fig.15 Relief of safety valve of No.68 support of No.302 working face in Cuimu Mine
安全阀开启具体要求如下：
式中：A 为安全阀开启循环数； pk 安全阀实际开启压力，MPa；
为安全阀设计开启压力，MPa；tk 为开启时长，min。
研究安全阀开启规律，开发相应算法，对安全阀开启压力、关闭压力、开启时长进行实时自动识别，从而实现对支架安全阀开启评价和预警，如图16所示。
图16 自动识别61 号支架安全阀开启结果
Fig.16 Relief recognition of safety valve of No.61 support
3）立柱不保压。 立柱不保压是指立柱密封件、安全阀和结构等部件损坏，在顶板压力作用下立柱漏液，不能保压，影响支护效果。 立柱不保压的支架工作阻力曲线表现为压力持续下降。 根据不同支架架型，分析漏液的下降梯度范围，并进行自动识别，从而实现立柱不保压的预警。 图17 为千树塔矿13302 工作面90 号支架不保压识别结果，图中4 个循环立柱都不保压，压力下降梯度分别为0.61、0.71、0.74、0.52 MPa/min。 工作面回采过程中，要求不保压立柱支架数量低于工作面支架数量的2%。
图17 千树塔矿13302 工作面90 号架不保压识别结果
Fig.17 No holding pressure recognition of No.90 support of No.13302 working face in Qianshuta Mine
4）支架支撑效率。 目前，两柱掩护式支架和四柱支撑掩护式支架是回采工作面2 种主要架型。 受顶板平整度、放煤、支架工操作等因素影响，支架前后（或左右）立柱受力不相同，当两者相差较大时，支架支撑效率低，影响支撑效果，易发生顶板事故。支架支撑效率按下式计算：
式中：η 为支撑效率；Fa 和Fb 分别为前柱、后柱（左柱、右柱）1 个循环内平均实际工作阻力（ Fa ＞Fb ），kN。
工作面回采过程中，要求两柱式支架支撑效率高于90%（四柱式支架高于80%）的循环数占总循环数的比值不低于80%，具体为
式中：B 为支架支撑效率合格循环数； K 为比值，四柱式为0.8，两柱式为0.9。
图18 为酸刺沟煤矿6上105 工作面84 号支架工作阻力曲线，可知，前后柱受力不均衡，前柱安全阀已开启，后柱压力较小，支架支撑效率较低，4 个循环支撑效率最低为33%，最高仅为58%，低支撑效率是该工作面发生顶板事故的主要原因。
图18 84 号支架工作阻力及支撑效率
Fig.18 Working resistance force and efficiency of No.84 support
5）支架工作阻力分布。 支架工作阻力分布包括支架工作阻力区间占比分布和时间加权工作阻力分布。 前者为不同区间支架工作阻力占总数比例，后者考虑不同支架工作阻力时间的影响因素，其计算公式为
式中：Ft 为加权工作阻力，kN；Fi 为支架第i 个工作阻力，kN； ti 为第i 个数据时刻，min；tn 为总时间，mm。
当支架工作阻力分布在较小工作阻力区间，可能是初撑力不足或顶板较为破碎，这时支架支撑效果较差；若分布在较大工作阻力区间，表明支架额定工作阻力设计偏小，工作面来压强度较大或常受到动载冲击作用。 支架工作阻力的理想分布是在额定初撑力80%到额定工作阻力90%范围占比达到80%以上，其表达式为
式中：C 为支架工作阻力合理循环数； 为支架额定工作阻力，kN。
图19 为酸刺沟煤矿6上105 工作面不同支架时间加权工作阻力分布，可知，支架工作阻力主要布分在0～9 000 kN，但超过额定工作阻力15 000 kN 的数量占比达到了3.68%，说明该工作面支架初撑力较低，但来压时较为强烈。
图19 6上105 工作面支架加权工作阻力分布
Fig.19 Weighted resistance force distribution of supports in No.6A105 working face
2.2.3 矿压自动分析及预警平台
本团队开发了矿压自动分析及预警平台，实时采集工作面矿压数据，利用以上分析方法和算法得出工作面矿压显现规律和支架工况，对顶板灾害进行预警，指导工作面安全生产，图20 为研发的矿压自动分析及预警平台界面。 其中云图可以全面了解一段时间（或推进距离）内全部支架压力对比情况，分析来压规律；实时柱状图显示每个支架左右柱（前后柱）实时压力大小，几秒更新一次数据，可以掌握当前支架压力情况；支架工况是在每个割煤循环更新一次数据。
图20 矿压自动分析及预警平台界面
Fig.20 Automatic analysis and early warning platform interface of mine pressure
通过对整个工作面支架初撑力合格率、不平衡率、安全阀开启率、支架工作阻力分布比例、不保压率等进行综合分析和评价，实现工作面支架工况监测预警。
2.3 煤壁片帮监测及预警
采用三维激光扫描技术对煤壁片帮时空演化进行观测，实现煤壁片帮预警。 三维激光扫描仪采用非接触式高速激光的测量方式，快速扫描目标，获得点云数据，通过激光到达和返回时差计算距离，对比2 次距离，计算煤壁位移，利用计算结果标识片帮危险区域。 图21 为煤壁片帮三维激光扫描监测结果。
图21 煤壁片帮扫描结果
Fig.21 Rib spalling scanning results
上述近、远场顶板监测技术和煤壁片帮监测技术相结合，形成了工作面顶板灾害立体监测预警技术体系，研究成果已推广应用于纳林河煤矿、崔木煤矿、葫芦素煤矿等近百个矿井的顶板安全监测工程中。
3 工作面顶板灾害防治技术
在前述顶板灾害类型及致灾原因研究基础上，提出了工作面开采全过程的顶板灾害综合防治技术，具体为：在工作面开采前，确定合理的采煤方法、开采参数、工作面布置及设备选型配套；在工作面开采过程中，保持支架良好工况，弱化顶板，实现工作面顶板灾害防治。
3.1 开采前阶段
针对不同煤层条件，确定合理的采煤方法、开采技术参数、工作面布置和设备选型配套方案，才能从根源上避免顶板灾害。 目前，煤层厚度3.5 m 以下，一般采用综采技术；若煤层厚度在3.5～6.0 m，大多采用大采高综采技术，一些破碎、受地质构造影响的煤层采用综放开采，避免片帮冒顶灾害，如潞安矿区3号煤层和阳煤集团的8 号煤层；厚度6～8 m 的煤层，采用综放开采和大采高综采都较为普遍。 煤层硬度大、地质构造条件简单的西部地区常用大采高综采，煤层较松软、地质构造复杂的东部矿井一般采用综放开采。 煤层厚度大于8 m 一般采用综放开采。
另外，要根据顶板条件、矿井产量、煤层厚度及硬度、地质构造、煤层间距确定合理的工作面参数，如工作面倾向长度、割煤高度、采放比、回采速度、截深等参数，以及合理的设备型号和参数，如支架架型和工作阻力等。 这些参数都是影响工作面矿压显现和顶板灾害的因素。
3.2 开采中阶段
3.2.1 保持支架良好的工况
良好的支架工况能保证支架有良好的支护性能，减少顶板下沉量和煤壁位移，防止工作面煤壁片帮、煤壁处顶板断裂和失稳，这是解决各类顶板事故的必要技术措施。 良好的支架工况包括：较高的初撑力、较低的安全阀开启率、较低的不平衡率、较低的不保压率、合理的工作阻力分布比例。
另外，为避免大面积切顶压架灾害，还需要加快工作面推进速度，减少顶板下沉量，促使工作面顶板在采空区断裂和失稳，防止发生在煤壁处。
3.2.2 顶板预处理
坚硬顶板是煤层上方基本顶厚度大于10 m、整体性较好、且抗压强度在60 MPa 以上的顶板。 当工作面顶板为坚硬顶板时，为了避免顶板大面积突然垮落，在工作面回采前对顶板进行弱化处理，使坚硬顶板开采前产生大量裂隙，在工作面回采时有序垮落，减少顶板悬顶面积。 目前，顶板弱化手段主要包括深孔爆破和水力压裂，水力压裂还可细分为浅孔压裂和深孔压裂。
1）深孔爆破。 深孔爆破弱化顶板原理为：炸药在岩石内部爆炸时，产生由内至外的粉碎区和裂隙区，破坏坚硬顶板完整性，弱化顶板。 目前，一般矿井工作面初采时在开切眼内进行爆破弱化，在开切眼内布置1～2 排爆破钻孔，炮孔直径为60～90 mm，炮孔距离为3 ～8 m，炮孔处理高度为3 倍左右采高或直接处理坚硬顶板，如图22 所示。
图22 顶板处理高度及炮孔布置
Fig.22 Roof treatment height and blasting hole layout
2）浅孔压裂。 水力压裂技术可以有效提高坚硬岩层的裂隙发育程度，形成裂缝网络系统，弱化煤岩体的强度和完整性，促使岩体及时垮落。 目前该技术在煤炭领域正得到大范围的推广使用。 浅孔压裂泵泵压一般为60 MPa 左右，流量可达80 L/min，压裂孔深度在80 m 范围内，压裂压力一般在20～40 MPa，压裂系统如图23 所示，配合开槽钻头或高压水射流可实现定向开槽、压裂。
图23 水力压裂示意
Fig.23 Sketch of hydraulic fracture
3）深孔压裂。 深孔水力压裂可实现坚硬顶板采区级的压裂弱化，将坚硬顶板层改造为多层多段的软弱层，避免采空区大面积悬顶和顶板事故，减少矿压显现强度。 压裂孔深度可达800 m，其中水平孔深度400～650 m，压裂泵流量0.3～1.5 m3/min。
4 结 论
1）我国回采工作面顶板灾害长期影响工作面安全开采，因其影响因素多，防控难度大，须从顶板灾害发生特征、开采地质条件、采场围岩活动规律等方面进行系统分析，科学建立监测预警及防治技术体系。
2）依据顶板灾害案例统计分析，我国回采工作面顶板灾害主要存在片帮冒顶、顶板大面积突然垮落和大面积切顶压架3 种类型，应掌握其不同的致灾原因，采取针对性的防治措施。
3）基于回采工作面顶板致灾机制，建立了采场围岩“远场顶板活动监测（微震监测系统）-近场顶板活动监测（矿压监测系统）-片帮冒顶监测（三维激光扫描）-监测数据系统分析”的全景监测预警架构，实现对顶板灾害的动态监测预警。
4）结合我国回采工作面顶板灾害防治实践，提出了以工作面采前科学设计采煤方法、开采参数、工作面布置方式、设备选型配套，采中保持支架良好工况并辅以弱化顶板技术的开采全过程顶板灾害综合防治技术。
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