綜采工作面煤壁失穩機理及控制技術研究

楊玉海

（霍州煤電集團河津薛虎溝煤業有限責任公司，山西 河津 043302）

生產實踐表明，一次采全高的開采方式不僅回收率高、含矸率低，還具有推進速度快和適應性強等優點。但是由于一次開采厚度大，造成采場空間一次懸露面積多，并且受到礦山壓力和開采擾動的影響，煤壁片幫失穩現象更容易發生，嚴重時會出現設備以及人員損傷事故，給礦井生產帶來不利影響。因此，本文以薛虎溝煤礦2-106A 工作面為例，通過分析該工作面煤壁失穩的原因及其影響因素，并提出有針對性煤壁失穩的控制技術措施，解決礦井生產過程中遇到煤壁片幫的難題，確保礦井正常的生產工作。

1 工程背景

薛虎溝煤礦2-106A 工作面主采2#煤，走向長200 m，傾斜長790 m，煤層平均傾角為4°，煤層厚度3.2～5.0 m，平均厚度3.4 m。該煤層其上分層已部分采空，下分層少量采空，煤層結構單一，地質構造簡單。工作面具體的頂底板情況如表1 所示。

表1 工作面頂底板地質情況分布表

由表1 可以看出，直接頂為砂質泥巖，受上分層采空影響，煤層再生頂板破碎，局部范圍易出現矸石冒落和煤壁片幫等問題；底板為砂質泥巖，層狀結構且質軟，部分支架出現陷底現象，在支架受力不均勻情況下導致支架歪斜偏移預定位置，影響支架對煤壁的控制效果。

2 煤壁失穩機理分析

煤壁片幫是指煤壁失去了保持平衡形態的能力，是一種失穩表現。當煤體開挖后，初始的地應力被破壞，煤壁受力從三向應力狀態轉變為兩向應力狀態。在超前支承壓力影響下，當煤體極限強度小于支承壓力時，煤壁表面煤體首先遭受破壞，產生大量裂隙，后逐步向深部發展。當裂隙擴展到煤體邊界，煤壁處煤體發生剝離，會出現頂部、底部和斜切等不同形式的片幫。此外，地質資料顯示，2-106A工作面掘進過程中共揭露小窯破壞區34處，部分區域受小煤窯破壞及廢棄井筒影響，煤巖體膠結能力急劇下降，造成塊體沿結構面發生滑移，從而導致煤體發生大面積破壞，煤壁出現了失穩。為了便于研究，建立煤壁受力簡化模型如圖1 所示。

圖1 煤壁受力簡化模型

圖中，σx、σz表示作用在煤體上的壓應力，c1為內聚力，f1為摩擦系數。則煤層與頂板之間的摩擦阻力為c1+σzf1，作用方向面向采空區。根據極限平衡條件（ΣF=0）可得：

由于煤壁一側為實體煤，另一側為采空區，設定煤體屈服時滿足 Lade-Duncan 準則，則將公式（1）進行化簡得：

式中，D=ln（c1+f1ηp+f1ησ0-f1σ0），設定采面前方煤壁內最大支承壓力位于彈、塑性區分界處，則σz=K1γH，此時采面煤壁塑性區分布范圍x 計算公式：

式中：p 為采面液壓支架前擋板對煤壁支撐力，K1為應力集中系數，γ 為覆巖容重，H 為埋深。

由公式（3）可以看出，液壓支架的支撐強度、煤層埋深和煤巖體強度等都是影響工作面煤壁失穩的重要因素。

3 煤壁控制技術措施

通過分析2-106A 工作面煤壁失穩的機理可知，煤壁的失穩主要是受超前支承壓力與特殊的地質條件共同影響。隨著工作面的推進，部分區域因上分層采空及廢棄井筒影響，破壞區煤層再生頂板破碎，導致液壓支架受力不均，煤壁控制效果不理想，嚴重影響工作面的安全生產。因此，在作業過程中應采用提高液壓支架支護強度、加強支架管理和煤壁注漿加固等技術措施對煤壁進行控制，以此實現開采工作面的高效安全生產。

（1）提高液壓支架支護強度

工作面支護強度過大會造成液壓支架的浪費，支護強度過小則會因支護力不足而發生煤壁片幫或冒頂事故。因此必須對頂板的支護強度進行估算，保證液壓支架初撐力達標，支護有效。工作阻力的計算公式如下：

式中：LK為頂梁長度，m；LD為梁端距，m；B 為架寬，m；η 為支護效率，取0.9；q 為支架支護的頂板直接壓強，取637 kPa。

根據薛虎溝煤礦相關煤巖力學參數，LK=4.94 m，LD=0.385 m，B=1.5 m。經計算，液壓支架工作阻力為5653 kN。考慮到該工作面頂底板的巖性和小煤窯影響等情況，留一定富裕系數，因此工作阻力取6000 kN。支架初撐力為支護阻力的80%比較適宜，因此確定初撐力不得低于4800 kN。

（2）加強支架管理

采煤機過后應及時跟機移架，移架在采煤機割過1 架后進行。對于煤壁片幫嚴重的區域，則需要拉超前架和采用擦頂移架方式進行拉架，及時打開護幫板，并且將支架前梁和二級護幫緊貼煤壁，確保支架能給予煤壁有效支護作用，保證支架支撐狀態良好，預防煤壁片幫。另外適當提高支架安全閥的開啟壓力。

（3）注漿加固技術

根據2-106A 工作面的地質情況，利用復合氣泵將馬麗散樹脂和催化劑注入裂隙中，對該工作面的煤壁進行超前加固處理，在很短的時間內抗壓強度大于20 MPa，提高工作面煤巖體巖層的承載能力。同時，在工作面底板軟弱區域，可采取對底板進行混凝土施工，提高頂底板的平整程度以保證支架受力均衡，防止支架出現陷底現象。

4 應用效果

布置測站對不同支護強度下煤壁的移近量和注漿與無注漿時煤壁移近量進行實時觀測，得到的數據如圖2、圖3 所示。

圖2 支護強度與煤壁移近量曲線

圖3 注漿與無注漿時煤壁移近量曲線

由圖2 可以看出，隨著液壓支架支護強度的增加，工作面煤壁移近量由66.8 mm 降至55.4 mm，且當工作阻力大于0.6 MPa 時，煤壁位移量趨于穩定。這說明在一定范圍內，提高液壓支架工作阻力可以降低頂板對煤壁施加的壓力，減少煤壁片幫的破壞程度。

由圖3 可知，無注漿時煤壁移近量達64.7 mm，采用注漿加固技術后，煤巖體裂隙被黏結組成樹脂膠結體，煤壁移近量得到大幅度降低。這表明注漿加固技術有效改善了圍巖的物理力學性質，提高了煤壁的整體強度和自承能力，確保了煤壁的穩定性，避免在回采過程中出現煤壁片幫安全事故。

5 結論

（1）根據2-106A 工作面的地質條件，通過分析煤壁失穩的機理及其原因，并建立煤壁受力的簡化模型，為工作面煤壁的控制技術提供理論基礎。

（2）通過理論分析，對現場原有液壓支架的支護強度進行估算，確定初撐力不得低于4800 kN，同時采用加強支架管理和注漿加固技術措施對圍巖進行控制，提高了圍巖整體強度和自承能力，實現開采工作面高效安全生產。

（3）對2-106A 工作面煤壁失穩機理及頂板控制技術的研究，煤壁移近量得到大幅度降低。這說明該控制技術措施能有效提升煤壁的穩定性，滿足了企業的生產要求，實現開采工作面破碎頂板安全生產，為煤礦企業帶來了較大的經濟效益。