吳學(xué)明，雷照源，文 杰

(1.陜西彬長礦業(yè)集團(tuán)有限公司，陜西 咸陽 712046；2.彬長礦區(qū)災(zāi)害綜合治理工程研究中心，陜西 長武 713602；3.西安科技大學(xué) 能源學(xué)院，陜西 西安 710054)

0 引 言

“三軟”煤層是我國西部地區(qū)典型的難采煤層。受開采擾動影響，應(yīng)力集中區(qū)域極易造成“煤-頂”的提前破碎，進(jìn)而由煤壁片幫引發(fā)的冒頂事故[1-2]。開采尺度的加大，更易造成因煤壁片幫引發(fā)的鏈?zhǔn)綖?zāi)害，嚴(yán)重制約安全、高效、持續(xù)開采。因此開展擾動影響下的“三軟”煤層破碎圍巖加固技術(shù)的研究，對礦井災(zāi)害防治、安全高效開采具有重大意義。

煤壁片幫過程復(fù)雜，綜合表現(xiàn)為滑移式、壓剪式、鼓出式3種片幫模式[3]。王家臣[4]提出了減緩煤壁壓力和提高煤體抗剪強(qiáng)度是防治極軟煤層煤壁片幫的主要技術(shù)途徑。龐義輝等[5]將煤壁片幫過程細(xì)分為煤壁發(fā)生破壞與煤壁破壞體發(fā)生失穩(wěn)2個階段，研究得出了煤壁發(fā)生破壞與煤壁破壞體發(fā)生失穩(wěn)的內(nèi)部與外部影響因素。楊科等[6]研究了多關(guān)鍵層結(jié)構(gòu)跨煤組遠(yuǎn)程下保護(hù)層開采覆巖采動裂隙發(fā)育規(guī)律及軟煤綜采工作面煤壁失穩(wěn)力學(xué)過程，得出了煤壁剪切破壞和動力失穩(wěn)的判據(jù)。不同地質(zhì)條件、煤巖特性、回采工藝造成的片幫機(jī)理也不盡相同。袁永等[7]基于實(shí)測煤壁片幫特征，建立楔形滑動體模型；付寶杰等[8]利用卸荷巖體力學(xué)理論、斷裂力學(xué)理論建立了煤壁開挖卸荷效應(yīng)模型，給出了楔形體結(jié)構(gòu)失穩(wěn)判據(jù)；楊培舉等[9]研究了煤層采動裂隙發(fā)展規(guī)律，利用滑移線理論分析了煤壁失穩(wěn)力學(xué)過程。伍永平等基于大傾角的基礎(chǔ)上提出“R-S-F”理論并建立煤壁巖梁力學(xué)模型，得出工作面條塊單元煤壁空間受力特征[10-12]。黃慶享等[13-14]通過數(shù)值計算模擬淺埋煤層不同采高煤壁變形與片幫過程，揭示了淺埋大采高煤壁片幫表現(xiàn)為受壓“柱條”失穩(wěn)特征，發(fā)現(xiàn)支架初撐力的提高，能有效減輕煤壁片幫程度及發(fā)生的概率。針對防治煤壁片幫，部分學(xué)者通過建立堅硬厚煤層煤壁片幫的“拉裂-滑移”力學(xué)模型，得出煤壁拉裂破壞深度、寬度與煤體強(qiáng)度、開采高度的關(guān)系及液壓支架具有的“臨界護(hù)幫力”[15]。構(gòu)建“棕繩-漿液-煤體”的本構(gòu)模型，揭示煤壁柔性加固技術(shù)中柔性棕繩的作用和棕繩與煤壁協(xié)調(diào)變形機(jī)理[16-17]。通過提高支架工作阻力和剛度可有效緩解煤壁壓力[18-19]，通過化學(xué)漿液聚氨酯、樹脂漿、波雷因、新型無機(jī)注漿材料、超細(xì)水泥、高水速凝材等漿液對煤壁進(jìn)行注漿加固[19-20]，通過使用木錨桿、玻璃纖維錨桿加固[21]等方式提高煤壁穩(wěn)定性，達(dá)到防治煤壁片幫的目的。

上述眾多研究成果從不同地質(zhì)條件回采下的煤壁片幫力學(xué)機(jī)理、防治措施等方面進(jìn)行了深入的研究，為綜采工作面煤壁片幫防治提供了理論與實(shí)踐指導(dǎo)。由于“三軟”煤層煤壁片幫易引發(fā)冒頂事故。因此筆者在充分借鑒前人防控片幫的機(jī)理、試驗(yàn)、現(xiàn)場研究的基礎(chǔ)上，進(jìn)行“三軟”煤層圍巖加固試驗(yàn)研究，以期達(dá)到煤壁防片幫的效果。

1 工程背景

1.1 礦井概況

位于陜西渭北煤田東部的某礦是陜西煤業(yè)化工集團(tuán)公司主要生產(chǎn)單位。該煤礦主要回采5號煤層，平均埋深420 m，屬于侏羅系中統(tǒng)延安組，為不穩(wěn)定煤層；煤層傾角1°～10°，平均傾角5°；工作面留設(shè)寬30 m的保護(hù)煤柱。工作面布置如圖1所示。

圖1 工作面概況Fig.1 Working face overview

礦井目前回采5號煤層，其中1508工作面為首采盤區(qū)中部，為“三軟”煤層。頂板不穩(wěn)定，易冒落；煤層松軟，堅固性系數(shù)小，易片幫；底板軟，抗壓強(qiáng)度小、易底鼓。設(shè)計工作面傾向、走向長度約150、1 721 m；平均煤厚4.5 m，采高3.8 m，日推進(jìn)8刀(6.4 m)；選用ZY4200-32/55D掩護(hù)式液壓支架；沿底板進(jìn)行后退式走向長壁回采，采空區(qū)頂板采用全部垮落處理。根據(jù)礦井圍巖普查，1508工作面煤質(zhì)“發(fā)酥”、干燥煤層分層現(xiàn)象明顯，圍巖特性見表1。

表1 1508工作面圍巖特性

1.2 圍巖物理特性確定

煤與巖石力學(xué)特性及其物理力學(xué)參數(shù)的獲取對“三軟”條件下煤礦的安全開采具有重要作用。其參數(shù)的確定將為預(yù)防煤壁片幫、覆巖運(yùn)動、支護(hù)等提供必要的基礎(chǔ)數(shù)據(jù)。同時，也為礦井安全改、擴(kuò)建和安全生產(chǎn)升級提供參數(shù)依據(jù)。

1508工作面通過巖石力學(xué)試驗(yàn)得出：煤層及頂、底板的堅固性系數(shù)(f)分別為1.13、1.76、1.4，圍巖相關(guān)的物理力學(xué)參數(shù)見表2。

圖2 巖石力學(xué)實(shí)驗(yàn)Fig.2 Rock mechanics experiment

表2 1508工作面圍巖力學(xué)參數(shù)Table 2 Surrounding rock mechanical parametersof 1508 Working face

2 “三軟”煤層片幫機(jī)理

2.1 巷道變形情況

“三軟”煤層工作面長期回采，加劇工作面頂板和煤壁裂隙、節(jié)理、層理的發(fā)育，增加了基本頂回轉(zhuǎn)破斷的次數(shù)，同時支架經(jīng)常出現(xiàn)鉆底現(xiàn)象，難以保障良好的支架工況和初撐力，從而加劇了工作面片幫冒頂?shù)默F(xiàn)象，對動態(tài)工作面的工程質(zhì)量把控、頂板管理帶來嚴(yán)重威脅。

2019年9月1508工作面20～50號支架處，煤壁上方1.5 m煤體發(fā)生整體性滑移片幫，并引發(fā)頂板冒落，冒頂高度達(dá)1.2～1.5 m，其中25～35號支架處煤壁片幫尤為嚴(yán)重，如圖3所示。

圖3 工作面片幫情況Fig.3 Spall at working face

2.2 “三軟”煤層片幫機(jī)理

受開采和支架往復(fù)運(yùn)動，加劇了煤層及圍巖的裂隙發(fā)育；同時受上覆載荷(∑Q)時空效應(yīng)，作用在煤層上。未采煤體受到擠壓作用，煤壁易發(fā)生片幫，進(jìn)而引發(fā)冒頂事故，如圖4所示。取寬度為h的煤壁，底端o點(diǎn)為坐標(biāo)原點(diǎn)，建立如圖5所示的直角坐標(biāo)系XOY，進(jìn)行受力分析。

圖4 工作面片幫冒落示意 Fig.4 Falling of spall at working face

圖5 煤壁片幫力學(xué)模型Fig.5 Mechanical model of coal wall spall

圖5中，σ為通過直接頂向煤壁施加空區(qū)方向的水平作用力；p為工作面煤壁受擠壓作用力；∑Q為上覆巖層對煤壁載荷；θ為基本頂斷裂回轉(zhuǎn)角；f為上覆巖層回轉(zhuǎn)后作用在煤墻上的分力。

根據(jù)煤墻受力可知，f=∑Qλcosθ。

對煤壁底端距離為x的梁截面形心彎矩為

Mx=(fcosθ+σh+P)(H-x)

(1)

由式(1)得出最大彎矩為

Mmax=(∑Qλcos2θ+σh+P)H

(2)

由材料力學(xué)撓曲線的微分方程為

(3)

轉(zhuǎn)角微分方程為：

(4)

聯(lián)立式(1)、式(3)得：

(5)

對式(4)積分得：

(6)

因?yàn)槊罕诘锥斯潭?，即x=0時有:

(7)

W=0

(8)

將式(7)、式(8)分別代入式(5)、式(6)得到C=0，D=0，并將C、D的值代入(6)得到撓度方程為：

(9)

由式(7)得到轉(zhuǎn)角方程為：

(10)

當(dāng)x=H時，得到煤壁的最大撓度ωx和最大轉(zhuǎn)角φmax分別為：

(11)

(12)

式中：λ為煤壁與直接頂之間的摩擦因數(shù)；ω為距煤壁底端距離的梁截面的撓度；E為煤體彈性模量；I為桿端面慣性矩。

由此可知：煤壁片幫與工作面支承壓力、基本頂運(yùn)動施加在煤壁的水平應(yīng)力、采高、煤巖間節(jié)理弱面發(fā)育、煤體性質(zhì)、基本頂回轉(zhuǎn)角度等因素有關(guān)。為了防止煤壁片幫，充填材料與破碎圍巖膠結(jié)后的強(qiáng)度，在回采擾動下的變形量必須大于ωx。

3 煤巖加固材料參數(shù)確定

3.1 煤巖加固機(jī)理

當(dāng)煤體內(nèi)存在裂隙時(根據(jù)斷裂力學(xué)理論)，應(yīng)力集中會出現(xiàn)在裂隙端部，但應(yīng)力集中系數(shù)K取決于裂隙長度C、裂隙端部半徑ρ以及二者與巖體尺寸W之比，K=f(C/W,C/ρ)。通過煤巖體的注漿加固，增強(qiáng)裂隙面的粘結(jié)性，削弱裂隙端部的應(yīng)力集中。改變后的庫侖準(zhǔn)則主應(yīng)力的表達(dá)如式(13)所示。

σ1=σ3tan 2θ+SC

(13)

式中：σ1為極限狀態(tài)下的主應(yīng)力，MPa；σ3為極限狀態(tài)下的第3主應(yīng)力，MPa；θ為破裂面與最大主平面的夾角，(°)；SC為單軸抗壓強(qiáng)度，MPa。

由式(13)可知，煤體注漿加固轉(zhuǎn)變煤巖體的破壞機(jī)制，增強(qiáng)煤巖體強(qiáng)度，同時減少基本頂?shù)幕剞D(zhuǎn)角。

3.2 煤巖加固力學(xué)試驗(yàn)

根據(jù)現(xiàn)場片幫、冒頂?shù)拿簬r尺寸，選取粒徑在15～10 mm的煤、巖顆粒，選用科塞敷改性聚氰尿酸酯AB加固材料對煤巖進(jìn)行加固。A/B雙組分按照體積比1∶1進(jìn)行施工注入煤巖體，加固材料主要參數(shù)如下：

據(jù)統(tǒng)計顯示，2015年我國人口總數(shù)達(dá)13.75億，其中65歲及以上人口數(shù)占10.5%，相比2010年全國第六次人口普查提升了1.6%，這表明中國人口老齡化現(xiàn)象正處于加速階段，且空巢老人所占人口比重持續(xù)攀升[1]。作為社會弱勢群體，空巢老人易產(chǎn)生孤獨(dú)、焦慮或抑郁等心理癥狀，甚至出現(xiàn)極端行為傾向[2]。因此，研究空巢老人心理健康問題具有現(xiàn)實(shí)意義。

外觀A成分無色透明液體;B成分棕色透明液體黏度/(mPa·s)A成分200～300;B成分150～300密度25 ℃/(g·cm-3)A成分1.10-1.15;B成分1.22-1.25混合體積比1∶1初始反應(yīng)時間/s90±30反應(yīng)結(jié)束時間/s150±30抗壓強(qiáng)度/MPa≥40拉伸強(qiáng)度/MPa≥20抗剪強(qiáng)度/MPa≥15黏結(jié)強(qiáng)度/MPa≥3最高反應(yīng)溫度/℃≤90

根據(jù)加固材料的加固量，煤巖試件分別制成尺寸為?50 mm×100 mm的試驗(yàn)材料2組、3組，煤巖體試件參數(shù)見表3，試件如圖6所示。

表3 煤巖體試件參數(shù)Table 3 Parameters for coal rock samples

圖6 煤、巖試件抗壓試件Fig.6 Coal rock compression test samples

最大單個粒徑的質(zhì)量約為1.31 g，則顆粒黏合成試件的結(jié)構(gòu)尺寸效應(yīng)系數(shù)n0約為113。測試后的煤巖樣抗壓強(qiáng)度見式(14):

(14)

式中，Cj為加固材料的黏聚力，取5 MPa；δc為單個顆粒的抗壓強(qiáng)度。

3.3 力學(xué)強(qiáng)度測定

DDL600電子萬能實(shí)驗(yàn)機(jī)系統(tǒng)采用同一負(fù)載加壓后，得到煤、巖試件γ-1、γ-2、Ⅲ-1、Ⅲ-2、Ⅲ-3的應(yīng)力應(yīng)變關(guān)系曲線，如圖7、圖8所示。

圖7 煤樣應(yīng)力-應(yīng)變曲線Fig.7 Coal sample stress-strain curve

圖8 巖樣應(yīng)力-應(yīng)變曲線Fig.8 Rock sample stress-strain curve

1)2種煤樣的應(yīng)力-應(yīng)變變化可知：①OA壓密段，γ2試件所用時間長。②應(yīng)力逐漸增大時AB、BC段，呈現(xiàn)非線性變化特征。γ2試件過程較長且最為明顯。③破裂CD段，γ2試件脆裂特征明顯，其破裂后的承載力降低較γ1試件快。此時，試件γ1、γ2試件應(yīng)力峰值分別為123、650 kPa，根據(jù)公式14可知，煤樣抗壓強(qiáng)度γ1、γ2分別為2.78、14.69 MPa。

2)3種巖樣的應(yīng)力-應(yīng)變變化可知：①OA壓密段和彈性-微彈性裂隙段(AB)，3種巖樣呈線性變化，相對Ⅲ-3變化最明顯。②非穩(wěn)定破裂發(fā)展階段 (BC)，3種材料發(fā)展過程相對曲折，且Ⅲ-3應(yīng)力最大。③破裂CD段，Ⅲ-3塑裂特征最明顯，但Ⅲ-1試件破裂后的承載力降低速度較Ⅲ-3試件快。此時，試件Ⅲ-1、Ⅲ-2、Ⅲ-3試件應(yīng)力峰值分別為116、420、1 198 kPa，根據(jù)公式(14)可知，對應(yīng)巖樣的抗壓強(qiáng)度分別為2.62、9.5、27.1 MPa。

由此可知：30%加固材料下的試件的抗壓強(qiáng)度最高，脆裂特征明顯，較原煤巖強(qiáng)度分別增加了6.4倍和6.6倍。故此選用30%的加固材料，煤、巖改性的力學(xué)強(qiáng)度分別為14.69、27.1 MPa。

4 煤巖加固數(shù)值計算

4.1 數(shù)值模擬

根據(jù)實(shí)際生產(chǎn)情況，建立如圖9所示的注漿加固三維數(shù)值模型。模型尺寸為50 m×40 m×50 m(長×寬×高)，煤層傾角為11°；煤壁中間設(shè)計注漿孔，孔徑42 mm、孔距4.5 m、孔深8 m；模型頂部向下施加10 MPa的等效作用力(G)。共劃分173 922個節(jié)點(diǎn)，162 000個單元，用摩爾-庫倫模型法則計算。

圖9 工作面注漿加固數(shù)值模型Fig.9 Working face grouting reinforcement numerical model

工作面進(jìn)行2.5 m推采循環(huán)加固，工作面共回采25 m。煤壁頂部2.5 m處布置測線，監(jiān)測擾動應(yīng)力的變化特征。本數(shù)值模擬忽略注漿孔及注漿工藝對模型滲流的影響，直接將注漿加固后的煤體參數(shù)賦予煤層，分別分析4、6、8、10 MPa注漿壓力加固后，煤壁演化特征。模型巖層力學(xué)參數(shù)見表5。

表5 數(shù)值模型計算參數(shù)

4.2 工作面演化特征

1)垂直、水平應(yīng)力演化特征，垂直和水平應(yīng)力的提高，直接增強(qiáng)了煤墻的穩(wěn)定性。4種注漿壓力下，形成了以注漿孔為中心的圓形的應(yīng)力分布特征。煤壁的垂直及水平應(yīng)力分布情況如圖10所示。

沿注漿鉆孔垂直方向，煤壁由下向上應(yīng)力依次增大。不同注漿壓力下，靠近煤壁頂部出現(xiàn)應(yīng)力集中現(xiàn)象；隨著注漿壓力的增加，煤壁頂部、鉆孔處的應(yīng)力增大。

圖10 注漿壓力對工作面煤壁應(yīng)力的影響Fig.10 Grouting pressure’s vertical and horizontalstress on coal wall at working face

距煤層頂部2.5 m處應(yīng)力分布呈現(xiàn)出2種不同的分布特征。垂直應(yīng)力的最大、最小值約為水平應(yīng)力的2倍；垂直應(yīng)力的最大、最小值的差值大于水平應(yīng)力。隨注漿壓力增加，垂直應(yīng)力的最大值有明顯的層次特征(相對增加)；最小值基本保持穩(wěn)定。水平應(yīng)力各監(jiān)測應(yīng)力隨注漿壓力增加，出現(xiàn)不同程度的增加。各注漿壓力下煤壁頂部的垂直和水平應(yīng)力見表6。

表6 不同注漿壓力下垂直與水平應(yīng)力最值Table 6 Maxima and minima vertical and horizontal stressunder different grouting pressure

2)煤壁塑性破特征，不同注漿壓力下，加固材料與煤墻產(chǎn)生融合。煤壁整體均發(fā)生剪切破壞，如圖12所示。隨著注漿壓力的增大，黃色破壞范圍發(fā)生變化。

圖12 煤壁塑性破壞特征Fig.12 Plastic failure characteristics of coal wall

黃色破壞區(qū)域主要分布在煤壁中上部。其中黃色破壞面積最大、最小的是6、4 MPa；10 MPa注漿壓力下出現(xiàn)的黃色區(qū)域主要分布在鉆孔附近。隨注漿壓力增大至10 MPa時，走向方向的塑性破壞由5 m降低至4 m。

通過上述分析可知：煤體進(jìn)行在10 MPa注漿壓力加固后，提高了煤體的承載能力，承壓能力增強(qiáng)。

4.3 工作面走向演化特征

通過煤壁加固分析可知，10 MPa注漿壓力下加固的煤體效果更好?，F(xiàn)分析開采擾動下，沿工作面走向注漿前、后的煤層演化特征。

圖13 注漿前、后煤壁前方超前支承壓力分布Fig.13 Leading bearing pressure distribution beforeand after grouting

1)垂直應(yīng)力分布特征。煤層注漿前后的垂直應(yīng)力分布如圖13所示。受開采擾動影響，注漿前后的應(yīng)力集中區(qū)位于煤層前方5 m和4 m的位置；注漿后應(yīng)力集中范圍減小。10 MPa注漿壓力下，擾動應(yīng)力的釋放與集中在煤墻處形成分界。

充填前后分別在煤壁前方5、4 m處達(dá)到了應(yīng)力峰值，分別為24.88 MPa和23.01 MPa。支承應(yīng)力范圍由注漿前的18.5 m減小到注漿后的16.8 m。超前支承壓力范圍減少了11%，應(yīng)力峰值點(diǎn)到煤壁之間的距離縮短了40%，應(yīng)力峰值增加了10.8%。

5 效果檢測與評價

5.1 加固方案

針對1508工作面架片幫、冒頂嚴(yán)重域(25～35號)進(jìn)行注漿加固煤壁、頂板。將30%的加固材料通過10 MPa的注漿壓力注入煤壁和頂板?，F(xiàn)場注漿施工如圖14所示，注漿孔距離頂板1.5 m位置，傾角20°施工鉆孔，鉆孔間距3 m，孔深6 m，每次注漿循環(huán)距離約2.5 m。分別在工作面第25、27、29、31、33、35號支架處進(jìn)行注漿加固。

圖14 工作面施工方案Fig.14 Construction plan of working face

單孔加體積量約為54 m3，孔隙率在2.2%左右，則單孔注漿體積約為1.08 m3，單孔加固材料量約為1.25 t。每次注漿結(jié)束后，等待1～2 h，使材料充分達(dá)到加固效果。工作面25～35號片幫、冒頂區(qū)域依次進(jìn)行注漿，封孔距離孔口1.5～1.8 m。25號支架注漿時，27號支架存在漿液“竄孔”現(xiàn)象，則第一次有效注漿鉆孔5個，累計注漿量見表7。

表7 漿位置及注漿量

5.2 加固效果分析

通過現(xiàn)場實(shí)時監(jiān)測注漿效果，采用“內(nèi)+外”因素檢測注漿效果。內(nèi)因是通過鉆孔電視器窺視注漿后煤壁破碎情況；外因是觀測圍巖變形特征及支架工況情況。

1)煤壁注漿可視化情況。注漿后漿液與煤巖顆粒、裂隙、層理等充分鉸接，圍巖力學(xué)性質(zhì)發(fā)生改變，形成新的組合體，增強(qiáng)了煤層、頂板的完整性。在31～34號注漿孔之間采用YSZ(B)光學(xué)鉆孔窺視儀對注漿效果進(jìn)行探測，有效窺視距離為5.5 m，如圖15所示。

圖15 煤壁中漿液加固情況Fig.15 Grouting reinforcement situation at coal wall

深5.5 m內(nèi)的觀測范圍，均可見到硬化后的白色加固材料。0～1 m煤體較為松軟，注漿量相對較大，加固效果成像明顯；1～5 m可見漿液在煤體中的滲透效果較好。

加固后工作面推進(jìn)過程中(第2次注漿后推采2.5 m)的煤壁情況如圖16所示。注漿液以煤體內(nèi)部的各類裂隙和層理中微空隙為流動路徑，形成適合采動的“注漿材料-煤層”組合體。煤壁由松軟、片幫變?yōu)槠秸P直的煤壁。

圖16 煤壁中漿液滲透紋路Fig.16 Grout penetration pattern at coal wall

通過上述可知：通過10 MPa壓力將30%的加固材料注入破碎煤墻內(nèi)，改變了煤-巖的物理性質(zhì)，增強(qiáng)了工作面的穩(wěn)定性，注漿影響半徑至少約為4.5 m。

2)圍巖變形及支架工況。9月6日初始注漿，連續(xù)推采5.8 m左右后，9月8日進(jìn)行第2次注漿。受注漿后的連續(xù)推采，圍巖變形及支架工況如圖17、圖18所示。

圖17 煤壁片幫與注漿情況Fig.17 Coal wall spall and grouting situation

圖18 初撐力與注漿情況Fig.18 Setting load and grouting situation

9月6日至9月10日，8臺支架對應(yīng)的煤壁片幫量逐漸降低。34號支架對應(yīng)的煤壁片幫量普遍偏高。注漿伊始，25～35號位置煤壁片幫量大于0.3 m，其中34號片幫量最大，約為0.81 m。第一次注漿后，注漿材料與工作面煤層、頂板充分融合；9月7日的推采后，煤壁片幫量相對下降了0.2 m。隨著持續(xù)推采，27號、34號片幫量增加，其余位置片幫量略有緩解，進(jìn)行第2次注漿。第2次注漿后的推采，煤壁片幫量降低，9月9日煤壁平均片幫量保持在0.3 m，9月10日煤壁平均片幫量在0.3 m以內(nèi)。

注漿后持續(xù)推采，支架姿態(tài)逐漸恢復(fù)，注漿采動下的支架初撐力如圖18所示。工作面片幫冒頂，造成支架接頂不實(shí)，難以保證初撐力。9月6日除31號初撐力(約為2 730 kN)達(dá)到要求外，其余均未產(chǎn)生支承作用。第1次注漿后推采，支架初撐力升高。第2次注漿時，滿足初撐力的架數(shù)增多。隨著2次注漿結(jié)束后的推采，9月9日片幫冒頂區(qū)域的支架均達(dá)到初撐力，且支架保持良好的工況。

6 結(jié) 論

1)通過理論分析得出煤壁片幫與支承壓力、基本頂運(yùn)動、采高、煤巖裂隙、煤質(zhì)、基本頂回轉(zhuǎn)角度等因素密切相關(guān)。并得出煤壁的最大撓度和最大轉(zhuǎn)角。

2)通過不同注漿材料比例進(jìn)行加固力學(xué)實(shí)驗(yàn)，30%的加固材料加固后的煤巖強(qiáng)度分別比原煤巖增加了6.4倍和6.6倍，且脆性特征明顯。

3)數(shù)值計算得出：注漿間距一定下，煤壁強(qiáng)度隨注漿壓力的增大，其整體性與抗壓能力有效提高，最佳注漿壓力為10 MPa。注漿后，支承壓力的應(yīng)力峰值增加了10.8%，距煤壁的距離縮短了40%；煤壁前方的水平應(yīng)力峰值降低了9.5%，到煤壁的距離減少了50%，煤壁前方塑性區(qū)降低了33.33%。

4)現(xiàn)場采用30%的加固材料，在10 MPa壓力下注入煤墻。連續(xù)推采2日，煤壁平均片幫量保持在0.3 m以內(nèi)，支架滿足初撐力的要求。漿液最低的擴(kuò)散半徑達(dá)到了4 m，其變形量得到有效控制，煤巖穩(wěn)定性明顯增強(qiáng)。