厚煤層綜放工作面煤壁片幫機理及防片幫技術研究與應用

武 利

（山西石港煤業有限責任公司，山西 左權 032600）

1 工程概況

石港公司15109綜放工作面，位于913水平一采區，石港公司井底車場以南，15111工作面以西，15108工作面以東，工作面傾斜長度150m，走向長度1172m，所采煤層為15#煤，煤層均厚6.62m，平均傾角12°，煤層賦存穩定，較為軟弱，結構復雜，一般含夾石3層，直接頂為泥巖與14#煤，均厚5.76m，基本頂為石灰巖，均厚6.09m，直接底為泥巖，均厚1.17m，基本底為鋁土泥巖，均厚5.15m。15109工作面采用走綜采放頂煤采煤法，平均采高為2.4m，放煤高度為4.22m，循環進度為0.6m，在工作面回采過程中出現煤壁片幫情況，故需采取有效措施以控制煤壁片幫。

2 厚煤層煤壁片幫機理

松軟厚煤層在上覆巖層壓力及煤體自身自重應力的作用下，會在煤壁處產生橫向拉應力，煤層在拉應力的作用下會沿著煤壁豎直方向產生蠕動彎曲變形或橫向位移，當煤壁內部受到的剪應力大于煤體所能承受的抗剪強度時便會發生壓剪破壞，煤壁的破壞形式均為一個不穩定的滑動體，故針對滑動體結構的穩定性及受力狀態進行具體分析，能夠將弧形滑動面簡化為平面，煤壁發生剪切破壞時最大主應力與剪切破壞面之間的夾角為π/4+φ/2[1-2]，用h表示剪切面的破壞高度，B表示煤壁的破壞深度，據此能夠得出煤壁發生剪切破壞的力學模型如圖1所示。

圖1 煤壁剪切破壞力學模型圖

根據工作面煤壁的所處的狀態，采用?表示煤壁安全余量，煤壁安全余量?為滑動體所受的抗剪力D與滑動力S之間的差值，據此能夠得出煤壁片幫的判定準則為：

式中：Δ為煤壁安全余量；S為剪切面抗滑力，N；D為剪切面的抗滑力，N；,結合圖1與式（1）能夠推導得出松軟煤壁所處狀態的表達式為：

式中：h為剪切面的破壞高度，m；C為煤體的粘聚力，MPa；N為剪切面上的法向力，N；φ為煤體的內摩擦角，°；α為剪切面預最大主應力的夾角，°；qT為載荷的集度，kN/m；P 為頂板壓力，kN；W為煤壁破壞體的自重，kN；l為護幫板的高度，m；式中其余符號的含義同上。

當假設煤壁破壞體的厚度為1時，，則能夠推導出破壞體的自重W、頂板壓力P及護幫板水平護幫力T的表達式分別如下：

式中：T為護幫板的水平護幫力，kN；γ為煤體的容重kN/m3；qp為載荷集度，kN/m；其余符號的含義同上，將式（3）代入到式（2）中能夠得出煤壁安全余量?的表達式如下：

通過具體分析式（3）能夠得出當煤壁安全余量Δ＜0時，此時煤壁便會發生破壞，煤壁發生弧形破壞主要受到水平護幫力、頂板壓力及煤體自身物理力學特性的影響，故基于此可知為有效的防治煤壁片幫現象的出現，應盡可能的提高護幫板的水平護幫力、減小頂板壓力活通過提高煤體內摩擦角和粘聚力等煤體物理參數從而有效的提高煤體的抗剪強度，保證煤壁的穩定性。

3 防片幫技術設計

15109工作面進風側部分段地質條件差，且臨近側15108工作面開采擾動等因素影響，工作面進風側煤層松軟較破碎，導致工作面煤壁偏幫嚴重，偶有漏頂發生，針對這種情況，提出優化綜采工藝和采前預注漿等綜合性措施來保障工作面煤壁的穩定性，具體煤壁片幫的控制技術措施及各項參數如下：

3.1 優化綜采工藝

1）提高液壓支架的初撐力及工作阻力：15109工作面回采作業時偶有出現液壓支架咬死的情況，出現這種情況的主要原因為支架的初撐力力偏低，頂板下沉量大，導致支架未能夠對頂板及時的增阻支護，使得頂板的下沉量增大，從而出現片幫咬架的現象，故通過提高支架的初撐力及工作阻力，及時打開側護板，在一定程度上控制煤壁片幫和咬架現象。

2）及時伸出前探梁，帶壓移架：采煤機割煤后，及時伸出前探梁，避免頂板冒落，帶壓擦頂移架，及時支持下降的頂板，降低煤壁支撐壓力，工作面端頭支架移架后，應立即打開護幫板，支撐工作面煤壁。

3）在合理范圍內降低采煤機的割煤速度，并在采煤機停機前進行拉移超前架的作業，據此能夠有效控制部分煤壁片幫的漏頂情況出現。

3.2 煤壁注漿加固

根據15109工作面煤壁的片幫的具體情況可知，工作面回采作業時，在3～15#支架間的煤壁的片幫情況較為嚴重，故在此區域對煤壁進行注漿加固作業，注漿材料使用馬麗散，具體煤壁注漿加固的各項參數如下：

1）注漿材料。本次工作面防煤壁片幫使用的注漿材料為馬麗散，馬麗散為一種雙組分合成的高分子聚亞胺膠材料，其具體黏度低的特點，馬麗散能夠在自身膨脹作用和注漿泵機的高壓作用下，充填到破碎煤巖體的裂縫和空隙內，能夠有效的將破碎的煤巖體膠結為一個整體[3-4]。

2）注漿孔布置。15109工作面的煤壁的注漿鉆孔采用單眼平行的布置方式，鉆孔在布置工作面3～15#支架側，注漿鉆孔的間距為6～7m，鉆孔垂直與煤壁打設，設置注漿鉆孔孔徑為42mm，鉆孔的深度為5.0m，鉆孔的開孔高度距離底板0.8m，具體煤壁注漿鉆孔的布置位置如圖2所示。

3）注漿施工工藝。在進行工作面煤壁的單孔注漿作業時，其具體流程如下：在需加固位置用鉆機按設計打設注漿鉆孔，鉆頭φ42mm，孔深5m；安裝注漿花管，并在孔口進行有效的封孔后；封孔后1～2h后進行開泵注漿作業；待注漿完畢后，停泵，卸壓，移至下一個注漿孔，單孔注漿結束。

圖2 注漿鉆孔布置示意圖

4）單孔注漿量。為充分保障15109工作面在注漿加固作業后煤壁的穩定性，現進行各個鉆孔的注漿作業時應保證注到不吃漿為止。具體每個注漿孔的漿液消耗量可通過下式進行計算：

式中：Q為注漿鉆孔的漿液注入量，m3；β為圍巖的裂隙率，取1%～5%；L為鉆孔長度方向加固區域的厚度，m；λ為漿液的充填系數；R為漿液的有效擴散半徑，m；A為漿液的消耗系數，取1.2～1.5。根據15109工作面的具體情況取β=3%，A=1.3，R=3m，λ=1；據此能夠大致計算單孔注漿量為4.4m3。

4 效果分析

為對回采工作面采用上述防片幫技術后的效果進行有效分析，將工作面采用優化采煤工藝+注漿加固后的防片幫技術后煤壁片幫的深度、長度與工作面未采用防片幫技術前進行對比分析及數據統計。在工作面開采初期，工作面煤壁并未采用防片幫技術，此時塑性區的煤體較為松散破碎，煤壁的整體抗剪強度低，此時煤壁的易于出現冒頂及片幫情況，煤壁未采用防片幫技術前，平均的片幫深度為0.6m，最大片幫深度為1m，煤壁未采用防片幫技術前，煤壁的最大片幫長度25m，占到工作面長度的16.7%左右；在工作面采用優化后的采煤工藝+煤壁注漿防片幫技術后，有效的提高了工作面煤壁煤體的塑性和粘接性，減小了頂板壓力，增強了煤體的整體性，在極大程度上緩解了煤壁易冒頂、片幫的情況，工作面煤壁采用優化采煤工藝+煤壁注漿技術后，平均片幫深度0.2m，最大片幫深度為0.5m，最大片幫長度為2m左右，基本無大的片幫冒頂事故；據此可知工作面煤壁采用優化后的采煤工藝+煤壁注漿加固防片幫技術后有效的解決了工作面回采過程中煤壁易片幫的情況。

5 結 論

針對厚煤層煤壁片幫機理的具體分析知，通過優化綜采工藝、減小頂板壓力或提高煤體煤體物理力學參數來保障工作面煤壁的穩定，根據15109工作面煤壁片幫的具體情況，確定采用優化采煤工藝+煤壁注漿加固的防片幫技術，并對煤壁防片幫技術的各項參數進行設計，并進行煤壁防片幫技術應用效果的分析，該技術實施后，工作面煤壁的片幫深度與長度均大大降低，有效的控制了煤壁片幫現象，保證工作面的安全高效回采。