武 利

（山西石港煤業(yè)有限責(zé)任公司，山西 左權(quán) 032600）

1 工程概況

石港公司15109綜放工作面，位于913水平一采區(qū)，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(wěn)定，較為軟弱，結(jié)構(gòu)復(fù)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?guī)r，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(huán)進(jìn)度為0.6m，在工作面回采過程中出現(xiàn)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(jī)理

松軟厚煤層在上覆巖層壓力及煤體自身自重應(yīng)力的作用下，會在煤壁處產(chǎn)生橫向拉應(yīng)力，煤層在拉應(yīng)力的作用下會沿著煤壁豎直方向產(chǎn)生蠕動彎曲變形或橫向位移，當(dāng)煤壁內(nèi)部受到的剪應(yīng)力大于煤體所能承受的抗剪強(qiáng)度時便會發(fā)生壓剪破壞，煤壁的破壞形式均為一個不穩(wěn)定的滑動體，故針對滑動體結(jié)構(gòu)的穩(wěn)定性及受力狀態(tài)進(jìn)行具體分析，能夠?qū)⒒⌒位瑒用婧喕癁槠矫?，煤壁發(fā)生剪切破壞時最大主應(yīng)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(jù)此能夠得出煤壁發(fā)生剪切破壞的力學(xué)模型如圖1所示。

圖1 煤壁剪切破壞力學(xué)模型圖

根據(jù)工作面煤壁的所處的狀態(tài)，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(jù)此能夠得出煤壁片幫的判定準(zhǔn)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(jié)合圖1與式（1）能夠推導(dǎo)得出松軟煤壁所處狀態(tài)的表達(dá)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(nèi)摩擦角，°；α為剪切面預(yù)最大主應(yīng)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(hù)幫板的高度，m；式中其余符號的含義同上。

當(dāng)假設(shè)煤壁破壞體的厚度為1時，，則能夠推導(dǎo)出破壞體的自重W、頂板壓力P及護(hù)幫板水平護(hù)幫力T的表達(dá)式分別如下：

式中：T為護(hù)幫板的水平護(hù)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(dá)式如下：

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

3 防片幫技術(shù)設(shè)計

15109工作面進(jìn)風(fēng)側(cè)部分段地質(zhì)條件差，且臨近側(cè)15108工作面開采擾動等因素影響，工作面進(jìn)風(fēng)側(cè)煤層松軟較破碎，導(dǎo)致工作面煤壁偏幫嚴(yán)重，偶有漏頂發(fā)生，針對這種情況，提出優(yōu)化綜采工藝和采前預(yù)注漿等綜合性措施來保障工作面煤壁的穩(wěn)定性，具體煤壁片幫的控制技術(shù)措施及各項參數(shù)如下：

3.1 優(yōu)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(yè)時偶有出現(xiàn)液壓支架咬死的情況，出現(xiàn)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(dǎo)致支架未能夠?qū)敯寮皶r的增阻支護(hù)，使得頂板的下沉量增大，從而出現(xiàn)片幫咬架的現(xiàn)象，故通過提高支架的初撐力及工作阻力，及時打開側(cè)護(hù)板，在一定程度上控制煤壁片幫和咬架現(xiàn)象。

2）及時伸出前探梁，帶壓移架：采煤機(jī)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(yīng)立即打開護(hù)幫板，支撐工作面煤壁。

3）在合理范圍內(nèi)降低采煤機(jī)的割煤速度，并在采煤機(jī)停機(jī)前進(jìn)行拉移超前架的作業(yè)，據(jù)此能夠有效控制部分煤壁片幫的漏頂情況出現(xiàn)。

3.2 煤壁注漿加固

根據(jù)15109工作面煤壁的片幫的具體情況可知，工作面回采作業(yè)時，在3～15#支架間的煤壁的片幫情況較為嚴(yán)重，故在此區(qū)域?qū)γ罕谶M(jìn)行注漿加固作業(yè)，注漿材料使用馬麗散，具體煤壁注漿加固的各項參數(shù)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(diǎn)，馬麗散能夠在自身膨脹作用和注漿泵機(jī)的高壓作用下，充填到破碎煤巖體的裂縫和空隙內(nèi)，能夠有效的將破碎的煤巖體膠結(jié)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(cè)，注漿鉆孔的間距為6～7m，鉆孔垂直與煤壁打設(shè)，設(shè)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(jìn)行工作面煤壁的單孔注漿作業(yè)時，其具體流程如下：在需加固位置用鉆機(jī)按設(shè)計打設(shè)注漿鉆孔，鉆頭φ42mm，孔深5m；安裝注漿花管，并在孔口進(jìn)行有效的封孔后；封孔后1～2h后進(jìn)行開泵注漿作業(yè)；待注漿完畢后，停泵，卸壓，移至下一個注漿孔，單孔注漿結(jié)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(yè)后煤壁的穩(wěn)定性，現(xiàn)進(jìn)行各個鉆孔的注漿作業(yè)時應(yīng)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(jìn)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(qū)域的厚度，m；λ為漿液的充填系數(shù)；R為漿液的有效擴(kuò)散半徑，m；A為漿液的消耗系數(shù)，取1.2～1.5。根據(jù)15109工作面的具體情況取β=3%，A=1.3，R=3m，λ=1；據(jù)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(shù)后的效果進(jìn)行有效分析，將工作面采用優(yōu)化采煤工藝+注漿加固后的防片幫技術(shù)后煤壁片幫的深度、長度與工作面未采用防片幫技術(shù)前進(jìn)行對比分析及數(shù)據(jù)統(tǒng)計。在工作面開采初期，工作面煤壁并未采用防片幫技術(shù)，此時塑性區(qū)的煤體較為松散破碎，煤壁的整體抗剪強(qiáng)度低，此時煤壁的易于出現(xiàn)冒頂及片幫情況，煤壁未采用防片幫技術(shù)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(shù)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(yōu)化后的采煤工藝+煤壁注漿防片幫技術(shù)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(qiáng)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(yōu)化采煤工藝+煤壁注漿技術(shù)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(jù)此可知工作面煤壁采用優(yōu)化后的采煤工藝+煤壁注漿加固防片幫技術(shù)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(jié) 論

針對厚煤層煤壁片幫機(jī)理的具體分析知，通過優(yōu)化綜采工藝、減小頂板壓力或提高煤體煤體物理力學(xué)參數(shù)來保障工作面煤壁的穩(wěn)定，根據(jù)15109工作面煤壁片幫的具體情況，確定采用優(yōu)化采煤工藝+煤壁注漿加固的防片幫技術(shù)，并對煤壁防片幫技術(shù)的各項參數(shù)進(jìn)行設(shè)計，并進(jìn)行煤壁防片幫技術(shù)應(yīng)用效果的分析，該技術(shù)實(shí)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(xiàn)象，保證工作面的安全高效回采。