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前言
根据工作面回采实际观察，22层煤层理紊乱，煤质松软，煤层平均厚度在6米左右，煤层中间有一层1.0米左右的夹矸，这给回采造成一定的困难，经过观测此工作面周期来压步距为22米左右，周期來压时硬帮超前片帮，顶板来劲，抽顶、漏顶，导致工作面倒架，给回采带来很大的困难，经过摸索我们在采取常规治理的同时对顶板老顶采取提前预裂、工作面硬帮加注瑞米等综合措施，有效的控制了顶板抽漏及硬帮片帮，现介绍拙方法，与煤矿同仁交流经验。
一、工作面概况
富力矿-450中22层位于富力井田中部，本区煤层走向246米，平均倾角34. 5°，平均煤厚6.37米，可采储量29.9万吨，工作面倾斜长141.5米，底板为细砂岩厚度4.2米，直接顶为细砂岩厚度3.8米，老顶为中砂岩，厚度14.5米。
生产工艺
工作面布置采用走向长壁后退式采煤法，工作面采用综合机械化放顶煤工艺。工作面支护方式采用ZF4400/16/28型支撑掩护式低位放顶煤支架支护，工作面上下端头采用6组ZF4400/17/28型过渡支架支护，使用MG300/ 730-QWD采煤机割煤，前后部使用SGD-630/180型运输机运煤，两巷超前支护采用“四、二”排单体木梁支护管理，顶板管理为全部垮落法，割煤一次进度0.8米。
二、老顶周期来压情况及分析说明
老顶来压与工作面推进度关系见，表1
老顶初次来压时，44-94组液压支架压力剧增，压力达到36-40Mpa，工作面硬帮煤壁片帮、抽顶，70组-94组以上较为严重，两道超前加强柱压力增加，顶板下沉，碹皮离层，支柱钻底等现象。
老顶第一次周期来压时，15-19、28-42、53-73组液压支架压力剧增，压力达到36-42Mpa，工作面硬帮煤壁片帮、抽顶，片帮宽度达1.5米，采取停产开大帮、上木梁等方式处理，两道超前加强柱压力增加，顶板下沉，碹皮离层，支柱钻底等现象。
老顶第二次周期来压时，1-15、25-50组液压支架压力剧增，压力达到36-42Mpa，工作面硬帮煤壁片帮、抽顶，片帮宽度达1.8米，1-13组片帮现象尤为严重，出现顶板台阶下沉.。液压支架向下倒，采机无法通过。
表1 老顶来压步距推进米数来压情况
通过三次老顶来压初步推测周期来压步距在22米左右，周期来压发生时影响工作面正常生产、增加工人劳动强度、增大施工危险性、造成发火隐患、增加吨煤成本、影响采煤接续。
通过对来压时压力显现特征（工作面硬帮超前片帮、顶板抽漏、压力超前工作面硬帮煤壁显现强烈），判断此工作面符合有内应力场的力学模型。如图1
图1
三、采取措施
对顶板老顶实施预裂，对硬帮煤壁实施注加固材料，常规治理措施
（1）对第一次周期来压以外的区域采取人为改变周期来压步距的方法，实施深孔爆破，达到岩石预裂，对老顶顶部进行提前分段多点欲裂爆破。使老顶由于工作面推进所形成的悬臂梁产生裂隙，产生小距离断裂，提前卸压，减小因悬臂梁的长距离大弯矩对硬帮和工作面的大面积压力显现。
老顶深孔爆破平面图见图2
切顶线剖面图见图3
1.切顶线沿第一次周期来压向停采线方向，每隔15米布置1条。
2.深孔爆破范围为老顶上部5米范围。
3.每条切顶线布置5个爆破区域，分别有5个钻孔所覆盖（风道布置2个钻孔，溜子道布置3个钻孔）。
根据风道走向，向停采线方向，每隔15米布置1组风道钻孔。
1）长孔：钻孔方位与机道停采线侧夹角87°钻孔角度2°，孔长37米，爆破区域8米。
2）短孔：钻孔方位与机道停采线侧夹角87°钻孔角度25°，孔长26米，爆破区域5米。
风道及溜子道钻孔见图4
根据溜子道走向，向停采线方向，每隔15米布置1组溜子道钻孔。
1）1号孔：钻孔方位与机道开切眼侧夹角50°钻孔角度44°，孔长80米，爆破区域17米。
2）2号孔：钻孔方位与机道开切眼侧夹角12°钻孔角度41°，孔长47.5米，爆破区域10米。
3）3号孔：钻孔方位与机道开切眼侧夹角21°钻孔角度41°，孔长57米，爆破区域10.5米。
4）4号孔：钻孔方位与机道开切眼侧夹角31°钻孔角度41°，孔长70米，爆破区域12米。
4.工作面推进至距切顶线10米处进行爆破，每爆破完一条切顶线，布置下一组爆破孔。
5.打钻孔使用150型钻机对岩石进行打深孔，钻孔直径113mm。
6.装药量：
1）风道长孔装药12kg，其剩余钻孔必须用炮泥、水炮泥封严封实.
2）风道短孔装药7.5kg，其剩余钻孔必须用炮泥、水炮泥封严封实。
3）溜子道1号孔装药25.5kg，其剩余钻孔必须用炮泥、水炮泥封严封实。
4）溜子道2号孔装药15kg，其剩余钻孔必须用炮泥、水炮泥封严封实。
5）溜子道3号孔装药15.75kg，其剩余钻孔必须用炮泥、水炮泥封严封实。
6）溜子道4号孔装药18kg，其剩余钻孔必须用炮泥、水炮泥封严封实。
7.爆破炸药使用硝铵粉状炸药，装药时使用BQF-100Ⅱ型压入式装药器进行，使用两个雷管进行起爆，装雷管及炮泥使用高压管做炮棍，采取正向爆破。
8.爆破后采取煤岩体联合注水，使对岩石欲裂的效果达到最佳。图5
（3）使用常规方法进行超前拉架，使采煤机在支架支护下割硬帮及底煤，硬帮片帮处采取上顺山木梁支护，一梁三柱。
四、采取治理措施后效果
通过对老顶进行3次欲裂，对液压支架前柱、超前支护加强柱、工作面硬帮的实际观测。当工作面推进到切顶线时工作面液压支柱压力有所增大，范围在27-35Mpa，上下两道超前支护范围支柱出现钻底现象，通过穿木鞋得到控制，顶板无急速下沉现象，工作面没有发生大面积片帮抽顶情况。由此推测深孔爆破取得预期效果，老顶在切顶线区域成功断裂，由断裂所产生的影响可以通过硬帮注瑞米加固、顶板上木梁，超前拉架支护顶板有效控制，能够保证硬帮的完整性，老顶大面积来压得到有效控制。对本段的安全回采，顶煤的可放性提供了保证，增加了煤炭的回收，杜绝了人员伤亡、设备损失，确保了安全生产。
五、结束语
放顶煤开采新技术在安全稳定及经济效益上有着巨大的优势，随着开采深度的增加地质条件也随之复杂，断层、褶曲构造使顶板极易破碎、片帮，老顶治理成为煤矿生产的重大隐患，如何有效防治老顶大面积来压造成的片帮、抽顶成为煤矿科研人员的重大课题，经过采取相应措施此工作面顶板得到有效控制，周期来压对顶板的冲击得到有效的缓解，片帮、抽顶也得到了很好的控制，事实证明，只要措施得当，煤矿采煤工作面顶板能够达到通过人为的干预的方法进行控制，相信通过科学技术的发展及煤炭工作者的努力，煤炭开采行业将更加安全、可靠。
根据工作面回采实际观察，22层煤层理紊乱，煤质松软，煤层平均厚度在6米左右，煤层中间有一层1.0米左右的夹矸，这给回采造成一定的困难，经过观测此工作面周期来压步距为22米左右，周期來压时硬帮超前片帮，顶板来劲，抽顶、漏顶，导致工作面倒架，给回采带来很大的困难，经过摸索我们在采取常规治理的同时对顶板老顶采取提前预裂、工作面硬帮加注瑞米等综合措施，有效的控制了顶板抽漏及硬帮片帮，现介绍拙方法，与煤矿同仁交流经验。
一、工作面概况
富力矿-450中22层位于富力井田中部，本区煤层走向246米，平均倾角34. 5°，平均煤厚6.37米，可采储量29.9万吨，工作面倾斜长141.5米，底板为细砂岩厚度4.2米，直接顶为细砂岩厚度3.8米，老顶为中砂岩，厚度14.5米。
生产工艺
工作面布置采用走向长壁后退式采煤法，工作面采用综合机械化放顶煤工艺。工作面支护方式采用ZF4400/16/28型支撑掩护式低位放顶煤支架支护，工作面上下端头采用6组ZF4400/17/28型过渡支架支护，使用MG300/ 730-QWD采煤机割煤，前后部使用SGD-630/180型运输机运煤，两巷超前支护采用“四、二”排单体木梁支护管理，顶板管理为全部垮落法，割煤一次进度0.8米。
二、老顶周期来压情况及分析说明
老顶来压与工作面推进度关系见，表1
老顶初次来压时，44-94组液压支架压力剧增，压力达到36-40Mpa，工作面硬帮煤壁片帮、抽顶，70组-94组以上较为严重，两道超前加强柱压力增加，顶板下沉，碹皮离层，支柱钻底等现象。
老顶第一次周期来压时，15-19、28-42、53-73组液压支架压力剧增，压力达到36-42Mpa，工作面硬帮煤壁片帮、抽顶，片帮宽度达1.5米，采取停产开大帮、上木梁等方式处理，两道超前加强柱压力增加，顶板下沉，碹皮离层，支柱钻底等现象。
老顶第二次周期来压时，1-15、25-50组液压支架压力剧增，压力达到36-42Mpa，工作面硬帮煤壁片帮、抽顶，片帮宽度达1.8米，1-13组片帮现象尤为严重，出现顶板台阶下沉.。液压支架向下倒，采机无法通过。
表1 老顶来压步距推进米数来压情况
通过三次老顶来压初步推测周期来压步距在22米左右，周期来压发生时影响工作面正常生产、增加工人劳动强度、增大施工危险性、造成发火隐患、增加吨煤成本、影响采煤接续。
通过对来压时压力显现特征（工作面硬帮超前片帮、顶板抽漏、压力超前工作面硬帮煤壁显现强烈），判断此工作面符合有内应力场的力学模型。如图1
图1
三、采取措施
对顶板老顶实施预裂，对硬帮煤壁实施注加固材料，常规治理措施
（1）对第一次周期来压以外的区域采取人为改变周期来压步距的方法，实施深孔爆破，达到岩石预裂，对老顶顶部进行提前分段多点欲裂爆破。使老顶由于工作面推进所形成的悬臂梁产生裂隙，产生小距离断裂，提前卸压，减小因悬臂梁的长距离大弯矩对硬帮和工作面的大面积压力显现。
老顶深孔爆破平面图见图2
切顶线剖面图见图3
1.切顶线沿第一次周期来压向停采线方向，每隔15米布置1条。
2.深孔爆破范围为老顶上部5米范围。
3.每条切顶线布置5个爆破区域，分别有5个钻孔所覆盖（风道布置2个钻孔，溜子道布置3个钻孔）。
根据风道走向，向停采线方向，每隔15米布置1组风道钻孔。
1）长孔：钻孔方位与机道停采线侧夹角87°钻孔角度2°，孔长37米，爆破区域8米。
2）短孔：钻孔方位与机道停采线侧夹角87°钻孔角度25°，孔长26米，爆破区域5米。
风道及溜子道钻孔见图4
根据溜子道走向，向停采线方向，每隔15米布置1组溜子道钻孔。
1）1号孔：钻孔方位与机道开切眼侧夹角50°钻孔角度44°，孔长80米，爆破区域17米。
2）2号孔：钻孔方位与机道开切眼侧夹角12°钻孔角度41°，孔长47.5米，爆破区域10米。
3）3号孔：钻孔方位与机道开切眼侧夹角21°钻孔角度41°，孔长57米，爆破区域10.5米。
4）4号孔：钻孔方位与机道开切眼侧夹角31°钻孔角度41°，孔长70米，爆破区域12米。
4.工作面推进至距切顶线10米处进行爆破，每爆破完一条切顶线，布置下一组爆破孔。
5.打钻孔使用150型钻机对岩石进行打深孔，钻孔直径113mm。
6.装药量：
1）风道长孔装药12kg，其剩余钻孔必须用炮泥、水炮泥封严封实.
2）风道短孔装药7.5kg，其剩余钻孔必须用炮泥、水炮泥封严封实。
3）溜子道1号孔装药25.5kg，其剩余钻孔必须用炮泥、水炮泥封严封实。
4）溜子道2号孔装药15kg，其剩余钻孔必须用炮泥、水炮泥封严封实。
5）溜子道3号孔装药15.75kg，其剩余钻孔必须用炮泥、水炮泥封严封实。
6）溜子道4号孔装药18kg，其剩余钻孔必须用炮泥、水炮泥封严封实。
7.爆破炸药使用硝铵粉状炸药，装药时使用BQF-100Ⅱ型压入式装药器进行，使用两个雷管进行起爆，装雷管及炮泥使用高压管做炮棍，采取正向爆破。
8.爆破后采取煤岩体联合注水，使对岩石欲裂的效果达到最佳。图5
（3）使用常规方法进行超前拉架，使采煤机在支架支护下割硬帮及底煤，硬帮片帮处采取上顺山木梁支护，一梁三柱。
四、采取治理措施后效果
通过对老顶进行3次欲裂，对液压支架前柱、超前支护加强柱、工作面硬帮的实际观测。当工作面推进到切顶线时工作面液压支柱压力有所增大，范围在27-35Mpa，上下两道超前支护范围支柱出现钻底现象，通过穿木鞋得到控制，顶板无急速下沉现象，工作面没有发生大面积片帮抽顶情况。由此推测深孔爆破取得预期效果，老顶在切顶线区域成功断裂，由断裂所产生的影响可以通过硬帮注瑞米加固、顶板上木梁，超前拉架支护顶板有效控制，能够保证硬帮的完整性，老顶大面积来压得到有效控制。对本段的安全回采，顶煤的可放性提供了保证，增加了煤炭的回收，杜绝了人员伤亡、设备损失，确保了安全生产。
五、结束语
放顶煤开采新技术在安全稳定及经济效益上有着巨大的优势，随着开采深度的增加地质条件也随之复杂，断层、褶曲构造使顶板极易破碎、片帮，老顶治理成为煤矿生产的重大隐患，如何有效防治老顶大面积来压造成的片帮、抽顶成为煤矿科研人员的重大课题，经过采取相应措施此工作面顶板得到有效控制，周期来压对顶板的冲击得到有效的缓解，片帮、抽顶也得到了很好的控制，事实证明，只要措施得当，煤矿采煤工作面顶板能够达到通过人为的干预的方法进行控制，相信通过科学技术的发展及煤炭工作者的努力，煤炭开采行业将更加安全、可靠。