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【分类号】：TD327.3
采煤工作面的管理涉及到方方面面，本文仅对工作面顶板安全管理进行探讨。针对吉林省蛟河市三井煤矿303采煤队，在开采二分层时工作面出现了三次推垮型冒顶事故，现结合顶板管理理论对事故发生的原因进行分析。
一、对上分层冒落状况的分析
对于上分层的冒落状况要认真的观测和分析，以便进行预防性处理。
如果上分层有效的采用全部陷落法管理项板，那么总的冒落状况应符合下式
H= （M-?S）/（K-l）
式中H——第一分层顶板冒落厚度，单位：m；
M——第一分层采高，单位：m；
?S——冒落高度以上的顶板下沉量，单位：m；
K——冒落岩层的碎胀系数。
上分层用全部陷落法管理顶板冒落状况见图1。
从图1可见，顶板自然冒落后与冒落岩石顶部相接，形成就全部开采范围内的所谓已“落实”的部分，且面积占很大比例。否则第一分层就不可能有效的用全部陷落法管理顶板。由于开采范围周边煤柱的存在，上位岩层的下沉值（?S1、?S2、?S3、?S4）都大大小于?s，因此在冒落高度较小的情况下，周边（切割眼处、工作面停采线处、上回风道处、下运输道处）存在空隙（未“落实”部分）是常见的（图2）。
则可能存在的空隙高度为
h1= M+H - HK -?S1
=l1tgα1
h2= M+H - HK- ?S2
= 12tgα2
h3= M+H - HK -?S3
= 13tgα3
h4= M+H - HK -?S4
= 14tgα4
式中 l1、l2、l3、l4上位岩层与冒落矸石接顶点距煤帮的距离，单位：m；
α1、α2、α3、α4——项板下沉角，单位：度；
从无数次这类冒顶事故看，绝大多数事故是发源在起始开采阶段、工作面停止收尾阶段、工作面上风道以下阶段、运输道以上阶段。即l1、l2、l3、l4的范围内。
通过处理这类事故的现场观测，在坚硬顶板或直接顶厚度H《M- ?S）/（K-l），其上是坚硬顶板的条件下，空隙和大块冒落矸石的存在是金属网下推垮型冒顶事故的主要原因。因此首要的预防措施是观测空隙的大小和范围，采取预防性处理。这些措施归纳起来有：
1.在开采第一分层时，沿切割眼老塘煤帮处，向项板打深孔（1.5～2.O采高）爆破，创造一个薄弱的地段，促使顶板冒落，减少空隙。
2.随着上层工作面的推进，在初次放頂以前，在切割眼的另一帮打深孔（3～5m）爆破，将煤崩出、崩破，但不装运。一方面是为了增加这个区域的充填物，减少空隙，另一方面使老塘侧的顶板断裂向内延伸，并增加顶板的下沉值。上下顺槽处也同样采取这些措施。
3.如果上述措施还不能有把握的充填采空区，防止空隙的产生，则应在上分层开采时，在放顶前局部充填采空区（图3）。充填物的厚度为
h= M+H - HK - ?S
充填物用矸石或用另一侧崩出的煤均可，由于充填物的厚度不大，沿推进方向的距离很短，所以比较容易做到。同样在上下顺槽内亦应随着工作面的推进作局部充填。
二、第二分层金属网假顶顶板的安全控制
1.尽可能增加第一分层和第二分层开采间隔时间。在第一分层开采时，顶板的冒落高度具有一定值，这是必然的。其冒落高度大部分符合H= （M-?S）/（K一1），但经过开采面积的逐渐扩大，时间过了数月或1～2年，随着推进距离和时间增长顶板下沉值?S增大，K值逐渐减小。三井煤矿通过观测证实，当上分层工作面推进160m以后，顶板的沉降值可以达到采高的80%，此时顶板下沉速度非常缓慢，达到了稳定阶段。因此在讨论第二分层的安全控制时，一、二分层开采时间间隔的长短，是考虑的重要因素之一。只要生产衔接，金属网的防腐期允许，要尽可能增长间隔时间。这样可以大大减少空隙。
2.适当降低第二分层工作面的起始开采高度。在开采第一分层时，由于对项板岩石的性质及运动规律便于认识和观测，支柱的稳定性可以得到较充分的保证（尤其在坚硬顶板下），所以控制顶板关键在于支护强度。在能够通过强化支护，人工挑顶、软化顶板等措施达到安全控制的情况下，采高尽可能高些，以迫使顶板的冒落高度增大（绝大部分顶板是存在这种条件的），这个冒落高度也就是下分层的直接顶板的厚度，它对决定下分层的安全采高有极重要的意义。
适当降低第二分层的起始开采高度（比第一分层），对顶板的安全控制，尤其是初次放顶期闻更为有利。如果第二分层的起始开采高度为M≤H（K-l）+?S，那么顶板就有较大的稳定性。因为顶板的空隙将被降低的采高和一分层增高的冒落矸石所补充，金属网以上冒落的大块矸石失去了冲击动能，矸石沿倾斜向下的移动量也将大大减少，使已降低的增加了稳定性的支柱更为稳定。降低第二分层的起始开采高度是比较容易做到的，而且只是需要在起始时，即在11的阶段内。而后即可恢复设计采高。所以它成为现场最易接受，最为有效的控制措施。降低采高也有一定的限度，采高过小带来操作上的困难，所以一般采高不小于或等于1.4m。
3.要适当加大控顶距。在采矿教科书中，多讲到缩小控顶距对顶板控制的有利方面、经济性方面，从来没有提到加大控顶距。这主要是人们只注意正常条件下的普遍性规律，例如，顶板随着支柱的回撤而及时冒落；而不了解特殊条件下的特殊性规律，因而会做出错误的决策：缩小控顶距。这在初次放顶时尤为危险，甚致是致命的危险。
三、缩小控顶距的危险性在于：
（1）缩小控顶距使安全空间大为减少，当金属网上冒落的矸石不能形成为再生顶板，二分层再次冒落后又不足以立即充填采空区时，此时由于冒落岩层的内摩擦角决定其冒落形态，见图（4、图5） 图4可见在初次放顶期间，控顶区内的支柱仅仅只支撑冒落的矸石，支柱承压是很小的。所以支柱实际上全部处于失稳状态；一旦上层的大块矸石失去平衡，加之本来一分层中的空隙区，到第二分层更为扩大，其冲击动能是很大的，使仅有的较小空间被推垮。只要一出现这个问题，会立即波及很大范围，形成大型冒顶事故。
即使在初次放顶以后，如果冒落的矸石仍不足以当即充填采空区，呈现如图5的冒落状况，由于冒落角的存在，则使控顶区内的支柱承压值很小，越近老塘边缘越小。因而这个区域的支柱全部处于失稳状态，一旦上层顶板冒落，处于失稳状态下的支柱受到强大的冲击载荷将会立即倾倒，形成大面积的冒顶事故。
除了上述两种冒落状况以外，还有一些其它不同的状态。例如，当上分层冒落的矸石块度很大，随着第二分层工作面的推进和放顶回柱，开始出现大块矸石的悬顶，当失去平衡以后产生旋转运动（工人称之谓“打挺”），它所产生的测向推力，往往将控顶区内的支柱推倒，见图6。
再如，在倾角较大的煤层中（30度以上），金属网以上的冒落矸石在放顶回柱后，并不落在冒落点的法线位置附近，它不充填与其相对应的本处的采空区，而是充填其下方的采空区。因此凡是冒落厚度不能立即充满采空区的，随着回柱放顶自下而上进行，冒落矸石由上向下流动，必然会产生老塘空、顶空的现象。尤其在冒落矸石以上有大块度的岩块时，更易被抽空（图7）。这种抽空是极其危险的，当大块矸石突然冒落时，立即冲垮该范围的较小的控顶区，甚致延续以上的全部工作面。1986年蛟河市三井煤矿303工作面三次冒顶事故就是这种实例。這个工作面长80m，煤层傾角26度左右，金属网以上有一层1.5～2.Om的破碎矸石，没有胶结，其上岩石块度较大。当回柱回到下端650m处（65m以下充填较严），65m以上出现如图7的抽空状况。结果因大块矸石的冒落冲击，65m以上的工作面全部推垮。
所有这些状态下的冒顶事故，都是发生于瞬间，虽有警惕，也防不胜防。这些条件除了客观存在的如地质条件以外，人为的
控制因素中，控顶距离是一个很重要的因素。
适当增大控顶距，使工作面人员活动的空间处在较稳定的区域内，可以大大减少从采空区到煤帮的全切断型的冒顶，大大减少人员伤亡的可能性。控顶距应以多大为好呢？我认为在上述这个条件下，控顶距应为
Q=4+ Hctgθ
式中 Q——最小控顶距，单位：m；
4——保持较稳定的最小安全空间，
H——易冒落的松碎顶板的厚度，单位：m；
Θ——顶板的自然冒落角度。
上式各参数见图8表示。
（2）只有适当加大控顶距，存在较稳定的空间，才能使支护有效和稳定。从图8中 我们可以看出，处在距离为Hctge下的支护 效果是很差的，实侧也证实了支柱几乎没有承压。所以在此处增加支护强度（如特殊支架）几乎毫无作用。但在预留的较稳定的空间中，加大支柱的初撑力，增加支护密度、支护强度，增设特殊支架（如木垛、抬板等），使支柱相互支柱连结，都可以起到稳定和有效的支护作用。尤其采用双排木垛作为特殊支架时，更增加了支护的稳定性 （图9）。
（3）用此法在每放顶回撤一排支柱时，木垛 1、3、5--不动，将木垛2、4、6--撤出移到新的位置上。再次回柱前先撤木垛1、3、5，木垛2、4、6不动。木垛支设好后才能回柱。根据我们的经验，加大控顶距离，增加支护强度，特殊支架采用三角木垛，以及上述的其它措施，推垮型冒顶事故时可以避免的。
采煤工作面的管理涉及到方方面面，本文仅对工作面顶板安全管理进行探讨。针对吉林省蛟河市三井煤矿303采煤队，在开采二分层时工作面出现了三次推垮型冒顶事故，现结合顶板管理理论对事故发生的原因进行分析。
一、对上分层冒落状况的分析
对于上分层的冒落状况要认真的观测和分析，以便进行预防性处理。
如果上分层有效的采用全部陷落法管理项板，那么总的冒落状况应符合下式
H= （M-?S）/（K-l）
式中H——第一分层顶板冒落厚度，单位：m；
M——第一分层采高，单位：m；
?S——冒落高度以上的顶板下沉量，单位：m；
K——冒落岩层的碎胀系数。
上分层用全部陷落法管理顶板冒落状况见图1。
从图1可见，顶板自然冒落后与冒落岩石顶部相接，形成就全部开采范围内的所谓已“落实”的部分，且面积占很大比例。否则第一分层就不可能有效的用全部陷落法管理顶板。由于开采范围周边煤柱的存在，上位岩层的下沉值（?S1、?S2、?S3、?S4）都大大小于?s，因此在冒落高度较小的情况下，周边（切割眼处、工作面停采线处、上回风道处、下运输道处）存在空隙（未“落实”部分）是常见的（图2）。
则可能存在的空隙高度为
h1= M+H - HK -?S1
=l1tgα1
h2= M+H - HK- ?S2
= 12tgα2
h3= M+H - HK -?S3
= 13tgα3
h4= M+H - HK -?S4
= 14tgα4
式中 l1、l2、l3、l4上位岩层与冒落矸石接顶点距煤帮的距离，单位：m；
α1、α2、α3、α4——项板下沉角，单位：度；
从无数次这类冒顶事故看，绝大多数事故是发源在起始开采阶段、工作面停止收尾阶段、工作面上风道以下阶段、运输道以上阶段。即l1、l2、l3、l4的范围内。
通过处理这类事故的现场观测，在坚硬顶板或直接顶厚度H《M- ?S）/（K-l），其上是坚硬顶板的条件下，空隙和大块冒落矸石的存在是金属网下推垮型冒顶事故的主要原因。因此首要的预防措施是观测空隙的大小和范围，采取预防性处理。这些措施归纳起来有：
1.在开采第一分层时，沿切割眼老塘煤帮处，向项板打深孔（1.5～2.O采高）爆破，创造一个薄弱的地段，促使顶板冒落，减少空隙。
2.随着上层工作面的推进，在初次放頂以前，在切割眼的另一帮打深孔（3～5m）爆破，将煤崩出、崩破，但不装运。一方面是为了增加这个区域的充填物，减少空隙，另一方面使老塘侧的顶板断裂向内延伸，并增加顶板的下沉值。上下顺槽处也同样采取这些措施。
3.如果上述措施还不能有把握的充填采空区，防止空隙的产生，则应在上分层开采时，在放顶前局部充填采空区（图3）。充填物的厚度为
h= M+H - HK - ?S
充填物用矸石或用另一侧崩出的煤均可，由于充填物的厚度不大，沿推进方向的距离很短，所以比较容易做到。同样在上下顺槽内亦应随着工作面的推进作局部充填。
二、第二分层金属网假顶顶板的安全控制
1.尽可能增加第一分层和第二分层开采间隔时间。在第一分层开采时，顶板的冒落高度具有一定值，这是必然的。其冒落高度大部分符合H= （M-?S）/（K一1），但经过开采面积的逐渐扩大，时间过了数月或1～2年，随着推进距离和时间增长顶板下沉值?S增大，K值逐渐减小。三井煤矿通过观测证实，当上分层工作面推进160m以后，顶板的沉降值可以达到采高的80%，此时顶板下沉速度非常缓慢，达到了稳定阶段。因此在讨论第二分层的安全控制时，一、二分层开采时间间隔的长短，是考虑的重要因素之一。只要生产衔接，金属网的防腐期允许，要尽可能增长间隔时间。这样可以大大减少空隙。
2.适当降低第二分层工作面的起始开采高度。在开采第一分层时，由于对项板岩石的性质及运动规律便于认识和观测，支柱的稳定性可以得到较充分的保证（尤其在坚硬顶板下），所以控制顶板关键在于支护强度。在能够通过强化支护，人工挑顶、软化顶板等措施达到安全控制的情况下，采高尽可能高些，以迫使顶板的冒落高度增大（绝大部分顶板是存在这种条件的），这个冒落高度也就是下分层的直接顶板的厚度，它对决定下分层的安全采高有极重要的意义。
适当降低第二分层的起始开采高度（比第一分层），对顶板的安全控制，尤其是初次放顶期闻更为有利。如果第二分层的起始开采高度为M≤H（K-l）+?S，那么顶板就有较大的稳定性。因为顶板的空隙将被降低的采高和一分层增高的冒落矸石所补充，金属网以上冒落的大块矸石失去了冲击动能，矸石沿倾斜向下的移动量也将大大减少，使已降低的增加了稳定性的支柱更为稳定。降低第二分层的起始开采高度是比较容易做到的，而且只是需要在起始时，即在11的阶段内。而后即可恢复设计采高。所以它成为现场最易接受，最为有效的控制措施。降低采高也有一定的限度，采高过小带来操作上的困难，所以一般采高不小于或等于1.4m。
3.要适当加大控顶距。在采矿教科书中，多讲到缩小控顶距对顶板控制的有利方面、经济性方面，从来没有提到加大控顶距。这主要是人们只注意正常条件下的普遍性规律，例如，顶板随着支柱的回撤而及时冒落；而不了解特殊条件下的特殊性规律，因而会做出错误的决策：缩小控顶距。这在初次放顶时尤为危险，甚致是致命的危险。
三、缩小控顶距的危险性在于：
（1）缩小控顶距使安全空间大为减少，当金属网上冒落的矸石不能形成为再生顶板，二分层再次冒落后又不足以立即充填采空区时，此时由于冒落岩层的内摩擦角决定其冒落形态，见图（4、图5） 图4可见在初次放顶期间，控顶区内的支柱仅仅只支撑冒落的矸石，支柱承压是很小的。所以支柱实际上全部处于失稳状态；一旦上层的大块矸石失去平衡，加之本来一分层中的空隙区，到第二分层更为扩大，其冲击动能是很大的，使仅有的较小空间被推垮。只要一出现这个问题，会立即波及很大范围，形成大型冒顶事故。
即使在初次放顶以后，如果冒落的矸石仍不足以当即充填采空区，呈现如图5的冒落状况，由于冒落角的存在，则使控顶区内的支柱承压值很小，越近老塘边缘越小。因而这个区域的支柱全部处于失稳状态，一旦上层顶板冒落，处于失稳状态下的支柱受到强大的冲击载荷将会立即倾倒，形成大面积的冒顶事故。
除了上述两种冒落状况以外，还有一些其它不同的状态。例如，当上分层冒落的矸石块度很大，随着第二分层工作面的推进和放顶回柱，开始出现大块矸石的悬顶，当失去平衡以后产生旋转运动（工人称之谓“打挺”），它所产生的测向推力，往往将控顶区内的支柱推倒，见图6。
再如，在倾角较大的煤层中（30度以上），金属网以上的冒落矸石在放顶回柱后，并不落在冒落点的法线位置附近，它不充填与其相对应的本处的采空区，而是充填其下方的采空区。因此凡是冒落厚度不能立即充满采空区的，随着回柱放顶自下而上进行，冒落矸石由上向下流动，必然会产生老塘空、顶空的现象。尤其在冒落矸石以上有大块度的岩块时，更易被抽空（图7）。这种抽空是极其危险的，当大块矸石突然冒落时，立即冲垮该范围的较小的控顶区，甚致延续以上的全部工作面。1986年蛟河市三井煤矿303工作面三次冒顶事故就是这种实例。這个工作面长80m，煤层傾角26度左右，金属网以上有一层1.5～2.Om的破碎矸石，没有胶结，其上岩石块度较大。当回柱回到下端650m处（65m以下充填较严），65m以上出现如图7的抽空状况。结果因大块矸石的冒落冲击，65m以上的工作面全部推垮。
所有这些状态下的冒顶事故，都是发生于瞬间，虽有警惕，也防不胜防。这些条件除了客观存在的如地质条件以外，人为的
控制因素中，控顶距离是一个很重要的因素。
适当增大控顶距，使工作面人员活动的空间处在较稳定的区域内，可以大大减少从采空区到煤帮的全切断型的冒顶，大大减少人员伤亡的可能性。控顶距应以多大为好呢？我认为在上述这个条件下，控顶距应为
Q=4+ Hctgθ
式中 Q——最小控顶距，单位：m；
4——保持较稳定的最小安全空间，
H——易冒落的松碎顶板的厚度，单位：m；
Θ——顶板的自然冒落角度。
上式各参数见图8表示。
（2）只有适当加大控顶距，存在较稳定的空间，才能使支护有效和稳定。从图8中 我们可以看出，处在距离为Hctge下的支护 效果是很差的，实侧也证实了支柱几乎没有承压。所以在此处增加支护强度（如特殊支架）几乎毫无作用。但在预留的较稳定的空间中，加大支柱的初撑力，增加支护密度、支护强度，增设特殊支架（如木垛、抬板等），使支柱相互支柱连结，都可以起到稳定和有效的支护作用。尤其采用双排木垛作为特殊支架时，更增加了支护的稳定性 （图9）。
（3）用此法在每放顶回撤一排支柱时，木垛 1、3、5--不动，将木垛2、4、6--撤出移到新的位置上。再次回柱前先撤木垛1、3、5，木垛2、4、6不动。木垛支设好后才能回柱。根据我们的经验，加大控顶距离，增加支护强度，特殊支架采用三角木垛，以及上述的其它措施，推垮型冒顶事故时可以避免的。