大采高综采工作面煤壁片帮控制技术设计专题报告

大采高综采工作面煤壁片帮控制技术摘要：为控制大采高综采工作面煤壁片帮，通过理论分析等研究方法，研究了大采高综采工作面煤壁片帮机理和塑性区的分布，并总结了煤壁片帮的危害，以及建立研究煤壁片帮机理的力学模型。对不同采高、不同支架工作阻力以及不同煤层强度等因素下煤壁的片帮情况、片帮规律进行研究分析，为以后的大采高综采工作面的煤壁片帮控制提供有利的依据以及经验。关键词：煤壁片帮机理 塑性区 力学模型1引言目前，我国回采厚煤层的方法有:分层开采、放顶煤开采以及大采高综采三种。分层开采法发展较早，理论也比较成熟，但是它与综放开采比起来，有很多缺点。综放开采要优于分层开采，在最近的20多年里，综放开采得到了前所未有的发展，也产生过很多有研究价值的科学成果，在大采高技术尚未出现之前，综放开采一直被认为是一种最高效的采煤技术。然而这种采煤技术仍有很多缺点比如说:工作面的粉尘大、煤炭的回收低、自燃的危险性大等。因此他的应用受到了极大的限制。目前我国的阳泉、潞安、大同、晋城、邢台煤田等很多矿区都赋存有6m左右的厚煤层，在这样的厚煤层中到底要用什么样的采煤方法，一直都备受关注。大采高一般睛况下是指煤层开采厚度在3.5m以上的整层开采的方法。最近10多年里，大采高综采技术得到了迅速的发展，与分层开采和综放开采相比，其优势越来越明显。大采高综采与其它的回采力祛相比其特点主要在于，煤炭的回收率比较高。大采高综采逐渐成为了回采厚煤层的主要方法之一。大采高综采也有其不足之处，加大采高，煤壁片帮的可能险也会相应的增大。煤壁的片帮是煤体在矿山压力的作用下，煤体破碎后滑塌下来的一种矿压显现现象。煤壁片帮严重不仅会影响到安全生产的正常进行，同时也会对采场内工人的人身安全造成严重的威胁。2煤壁片帮的危害影响正常生产的安全进行随着工作面采高的增大，煤壁片帮的程度也会加剧，片帮坍落下的煤砸到采场内的刮板输送机，刮板输送就会发生变形，从面影响其正常的使用。有时片帮落下的煤块较大时，无法顺利的通过采煤机，会影响其正常的生产。严重的威协到职工的人身安全工作面片帮坍落下的煤块有时会落入支架内的人行横道，这就会对职工的人身安全造成极大的威协。尤其在煤壁受扰动的时候，如采煤机割煤、移架等时候煤壁更容易发生片帮，此时的采煤机司机和支架工很容易就受到伤害。恶化支架和围岩相互作用的关系煤壁发生片帮后，就会造成空顶距的增大，使得顶板的条件恶化，直接顶不能够很好起到传递上部荷载的作用，支架也就不能很好的起到支撑作用。支架的受力不均，很容易就引起支架的倾斜歪倒，进而造成支架的损坏，从而不能很好的发挥其作用，使得支架围岩关系恶化，再进一步引起顶板事故，如此周而复始形成恶性循环。使得大采高设备无法发挥其应有的潜力，同时也会对安全生产形成巨大隐患。言而总之，防治煤壁的片帮既能保证大采高工作面安全生产的正常进行，同时也是大采高工作面实现高产高效从而获得经济效益的重要保障。要想弄清煤壁片帮的内在规律，就要对煤壁片帮的机理、塑性区的分布做出比较详细的分析，本文主要是以潘一矿某工作面为现场条件，运用理论分析和数值模拟相结合的方法来分析大采高工作面煤壁片帮的机理、煤壁塑胜区的分布规律等。3 煤壁片帮的影响因素影响煤壁片帮的因素很多，但是目前对煤壁片帮的影响因素研究的还是比较少的，下面主要是对采高、支架工作阻力、煤层强度、椎进速度、仰俯采等方面介绍其研究现状。采高对煤壁片帮影响的研究当工作面的采高增大时，顶板压力和超前的支承压力集中程度也就会相应增大，煤壁的片帮程度也会加剧。并且通过对梁宝寺矿2702工作面煤壁片帮情况的观测，总结出了采高与煤壁片帮的内在关系。认为煤壁片帮与采高并不呈线胜关系，只有采高超过某一临界值时，煤壁的片帮才会加剧。煤壁片帮的深度c并不随着采高M的增加而呈线性增加，经过分析最终得出: （1）并且指出，当采高小于4m时，片帮的增长速度较缓，当采高大于4m时，片帮的增长速度陡增。通过观测，然后经过回规分析得出采高M与片帮深度c之间的关系近似为C=21.38InM一17.97。并月通过相互对比得到，当采高介于3.3m与3.85m之间时，片帮深度与采高成正比的关系，当采高超过3.85m时，片帮的深度逐渐趋于稳定。并且由此得出合理的采高应该大于3.85m。然后根据现场的晴况，现场的设备最终确定出合理采高应该为4.0m。此时煤壁的片帮深度较小。支架的工作阻力对煤壁片帮影响的研究支架的支撑状态对煤壁片帮的影响很大，如果支架的工作阻力不足的话上覆岩层的压力就会向煤壁前力转移，使片帮进一步加剧。液压支架的初撑力也会造成煤壁的片帮，由于现场的乳化泵压低于实际的压力，造成支架实际上处于“等压”的状态，就在“等压”的时候，上覆岩层的压力早己被转移到前方的煤壁上，而使煤壁始终处在应力高峰区内，必然导致煤壁的片帮，同时由于支架并不处在高承压的状态之下，老顶切断的不及时，此时应力就会转移到煤壁上，进一步加剧煤壁的片帮。煤壁的片帮深度随支架工作阻力的增加呈减小趋势，煤壁片帮受支架工作阻力的影响是比较明显的，增大支架的工作阻力，可以有效的防止片帮现象的发生。并且当支架的工作阻力达到50MP时片帮现象基本不再发生。采场上方顶板压力本来是由煤壁和支架一起承担的，但是当支架的支撑力不足时，支架就不能够很好地起到支撑顶板压力的作用，此时顶板的压力就会逐渐地煤壁方向转移，煤壁处于应力峰值区内，很容易发生片帮，并指出液压支架初撑力低有几方面的原因:l.泵站的压力达不到要求;2.支架工没有严格地按章程办事;3.支架的立柱或是活塞有损坏现象;4.支架没有处于最佳的支撑状态。一般来说，液压支架的最佳支撑状态是顶梁平行于顶板，而在实际通常达不到要求;5.液压支架的安全阀损坏或是卸载压力偏低。煤层强度对煤壁片帮影响的研究煤壁发生片帮是顶板压力直接作用的结果，因此煤层的强度对煤壁片帮有很大的影响，研究煤层的强度对研究煤壁片帮至关重要。由于煤体是一种不连续的介质，煤层中存在着大大小小的节理裂隙，它们的存在使得煤层中形成了弱的结构面，煤壁在受到顶板压力的作用下，就很有可能沿着节理裂隙这些弱结构面产生滑动破坏，从而造成片帮。关且指出由于煤层中含有软弱夹层，这些软弱夹层的存在严重地影响了煤层的整体承载能力，如果采高越大，煤层中存在的软夹层的数量也会相应的增多，煤层的整体承载力也会降低，进而造成煤壁的片帮破坏。煤层中存在着大大小小的节理裂隙，这些节理裂隙的破坏往往决定了煤层的破坏。在顶板压力的作用下，煤层破坏的程度与节理面倾角的大小成正比关系，也就是说节理面的倾角越大，煤体的破坏程度也就越大。当节理面的倾角为时，极易沿此面破坏。当破坏面平行于节理面时，节理在压力的作用下发生闭合，煤层还具有一定的承载能力，此时并不会导致煤壁的片帮。当破坏面与节理面相交时，使得煤体在支承压力的作用下形成了块状结构，而煤壁前方是个自由面，煤体极易被挤出煤壁，导致片帮的发生。工作面推进速度对煤壁片帮影响的研究由于岩石在外力的作用下具有蠕变特性，如果推进速度比较慢，岩石暴露的时间会比较长，蠕变产生的塑性变形就比较大，极易引起片帮。在回采过程中，工作面前方煤体中的应力不断经历着平衡被打破再平衡的过程，当原始平衡遭到破坏后，紧接着上覆岩层就会下沉，煤壁塑性变形就会增大。随着时间的推移，顶板的下沉量就会增大，同时煤壁的塑性变形也会相应的增加。当工作面推进比较慢时，必然会造成煤壁的严重片帮。工作面推进方向对煤壁片帮影响的研究当煤壁受采煤机割煤、移架等扰动时，极易发生片帮现象，就分别对仰斜工作面、俯斜工作面和沼走向的工作面进行了比较详细的分析得出在相同条件下，仰斜回采时煤壁的最大片帮深度要比走向和俯采大得多。4 大采高煤壁片帮机理的研究无论是理论的推导还是数值模拟均已表明，采高的增大必然引起煤壁片帮的可能性增大。就目前来说，影响煤壁片帮的因素有很多:采高、支架的工作阻力、煤层的强度、端面距等，煤壁发生片帮后会进一步引起端面冒露，而端面冒露会使得支架接顶不实，支架不能很好地承担起支撑顶板的作用，此时就容易引发顶板事故。片帮是大采高工作面尚需进一步研究解决的问题。要想解决煤壁片帮问题必须从根本上了解煤壁片帮的机理，只有这样才能有效的防治大采高工作面煤壁的片帮。就目前而言，研究煤壁片帮机理的力学模型相对比较少，本文主要应用材料力学中的挠度理论来分析煤壁片帮的机理，旨在分析煤壁挠度曲线的最大值点，也就是最容易发生片帮破坏的地方。4.1煤壁力学模型建立煤壁承受来自工作面前方煤体的水平挤压力和顶板压力下可以认为是一端固定，一端简支或者是自由端的等截面梁。为了比较方便的分析煤壁在水平向上所产生的挠度，可以对其进行适当的简化:煤壁自身的重力不予考虑煤壁自身的重力与原岩应力相比影响甚微，同时其对煤壁挠度的影响也比较小，因此在这里可以略去。煤壁在竖直方向上的压缩变形不予考虑这里主要研究的是煤壁在水平方向上的挠度，因此我们可以忽略掉煤壁在竖直方向上的压缩变形对其挠度的影响。简化后的力学模型为图1 图1 简化后的力学模型图中q为水平荷载的集度;煤层与顶板之间的摩擦阻力;p为顶板压力;z为采高。这样在煤层与顶底板之间的摩擦阻力与均布荷载ql之间存在着一种关系，假设。第一种情况当时，模型可简化为图2.第二种情况当时，模型可简化为图3. 图2 第一种情况后的力学模型 图3 第二种情况后的力学模型4.1.1第一种情况煤壁片帮位置的计算分析第一种清况简化后的计算模型如图2所示，在这种清况下，工作面煤壁可以看成为一端固定、一端自由的悬臂梁。对该梁进行受力分析，取点为坐标原点，竖直向下为x轴，水平向右为y轴建立平面直角坐标系，取梁L的任一x截面作为研究对象进行受力分析如图4。 图4 任一x截面作为研究对象进行受力分析由图可以得出在x=O时挠度取得极大值，煤壁最大的挠度值点发生在煤层与顶板接触处，也就是采高处，也就是煤壁最容易破坏处，在该点处的挠度值为: （2）下面我们通过数值模拟;分析来证明这一点，当我们取煤层与顶板接触面上的摩擦角比较小的时候，其位移矢量分布图5。 图5 煤壁位移矢量分布图 从图5中不难分析出，煤壁的最大片帮位置在煤层与顶板接壤处，而从现场观测煤壁的片帮素描为图6图6 煤壁片帮素描图从数值模拟和现场的观测可以证明理论推导是正确的4.1.2第二种情况煤壁片帮位置的计算分析第二种情况下煤壁简化后的力学模型图3，其实就是一端固支一端简支的等截面梁，取O点为坐标原点，竖直向下为x轴，水平向右为y轴建立平面直角坐标系进行受力分析如图7。本模型是一个超静定梁，在支座O处存在有多余的支反力，现在先对这个多余的支反力进行求解。由于是超静定梁，在这里采用变形相容条件求解，在O点处的总挠度等于零。在这里计算挠度的时候我们运用挠度的叠加原理，可以把一端固支一端简支的悬臂梁的挠度分解成悬臂梁在均布荷载和顶板压力作用下的挠度和悬臂梁在集中荷载和顶板压力作用下挠度的叠加。而根据相容方程二者在O点处的挠度为零即: （4）图7 任取一x截面的受力分析图式中：-悬臂梁在均布荷载和顶板压力作用下O点处的挠度值，图8; -悬臂梁在集中荷载和顶板压力作用下O点处的挠度值，图9. 图8 在均布载荷和顶板压力下的挠度 图9 在集中载荷和顶板压力下的挠度下面我们分别求解，首先求挠度，为此我们取其梁上任一x截面进行受力分析如图10，对x截面上的形心取矩: （5）由式（4）、（5）联合得： （6）对式（6）求积分： （7）由悬臂梁的特性可知，在x=处有=0，将其代入式公7得： （8）将式（8）代入（7）有： （9）对式（9）求积分： （10）从而得到其挠度曲线方程为: (11)悬臂梁在集中荷载作用下O点处的挠度值: (12)而悬臂梁在均布荷载q作用下O点的挠度值为: (13)联合（4）（12）（13）得： (14)在此得出煤壁片帮一般发生在采高的中上部，然后取煤层与顶板按触面上的摩擦力比较大时，其进行数值模拟计算后的位移矢量分布.图10。从图10中不难分析出，当煤层与顶板接壤处摩擦力比较大时，煤壁的最大挠度点是发生在煤壁的中上部，而从现场的观测煤壁片帮的素描为图11:图10 煤壁位移矢量分布图11 煤壁片帮素描图通过数值模拟，可以证明该理论推导是正确的。可以总结出：当z0时，煤壁最大的挠度值点发生在煤层与顶板接触处，也就是采高的1倍处，煤壁容易破坏，在该点处的挠度值为:当z0时，煤壁最大的挠度值点发生在距顶板的0.422倍采高处，也就是采高的0.578倍处，在该点处煤壁最容易发生破坏，在该点处挠度值为:5工作面前方煤体塑性区及应力分布工作面前方的煤体其实也就是一种岩体，因其内部存在着很多弱结构面，因此可以看作是一种不连续介质，在力学上表现为不连续胜和各向异性。煤体内部的弱面对煤体的强度起决定性作用。 煤体在未受采掘扰动前，整体处于一种原岩应力状态下，煤体内的应力也处于一种相对稳定的状态，而当煤体受采掘扰动后，采掘扰动会打破煤体中原有的应力平衡，在工作面前方的煤体中就会产生应力集中，此时的煤体在集中应力的作用下，煤体内原有的节理裂隙会发生闭合贯通形成弱结构面，同时就会产生一些新的节理裂隙，此时的煤体极不稳定，随着周期来压的来临，煤壁在节理裂隙闭合贯通的地方首先破坏，当来自顶板上方的压力达到某一值时，煤壁就会发生片帮现象。片帮后继而造成端面冒露，使得支架与顶板接触不良，支架受力不均，此时很容易就引起顶板事故。要想对大采高综采面内的煤壁片帮做出准确的预测就必须对工作面前方煤体的塑性区分布做出详细的分析研究。5.1大采高工作面煤壁塑性区分布理论工作面犹如巷道，自开切眼开始后，随着回采的进行，工作面不断向前推进进，岩体中原有的应力平衡被打破，在上覆岩层压力的作用下，工作面前方就会形成数倍于原岩应力的支承压力。在这种高支承压力的作用下，工作面前方的煤体中就会产生塑性区、弹性区和原岩应力区。在塑性区内靠近煤壁处煤体的应力要小于原岩应力，关且已经开始发生明显的位移，也称为破碎区。图12中和共同组成了围岩的承载区，而应力峰值点便是弹性区和塑性区的分界线。图12 煤体的弹塑性区及其垂直应力分布目前，对于工作面前方煤体的塑性区分布范围的计算主要是建立在煤柱的研究成果基础之上而进行分析研究的，煤体塑性区分布范围计算一直备受关注，目前这方面的理论主要有:A.H.威尔逊理论、大板裂隙理论、极限平衡理论等。但上述三种理论都有自己的局限性，因为他们都认为“在受支承压力的作用下煤柱内部分为屈服区和弹性核区，而弹性核区是受屈服区约束的”。A.H.威尔逊理论是根据英国当时具体的条件来确定煤柱的极限强度的，不具备普遍性。大板裂隙理论中建立的模型比较简单而忽略了很多内容，造成公式比较粗略。而通过极限平衡理论求出的关于煤柱塑胜区宽度的计算公式有很多优点，并在现场己经广泛的应用，但是其没有考虑第二主应力，其公式也比较粗略，因此对工作面前方煤体塑性区宽度的计算公式有待近一步的研究。5.2大采高工作面煤壁塑性区宽度及其应力分布分析煤层开挖后，煤体内的应力就会进行重新分布，在工作面前方的煤体中就会产生数倍于原岩应力的超前支承压力，煤体在其压力的作用下就会发生破坏产生塑胜区。此时的应力会不断地向煤体内部转移，来寻求支承压力与承载力的平衡点。在此在总结前人对煤体塑性区宽度理论研究的基础之上，运用极限平衡理论结合MISES准则的力法来对煤体塑性区及应力分布进行分析。在这里假设煤体均质，各向同性，从煤体内任一位置取个微小单元体来作为研究对象，其长度为，高度为M，厚度为1。单元体的左边距y轴的距离为。然后对该单元体进行受力分析(图13)，在单元体上分别受，+，+，煤层与顶板、底板之间接触面上的摩擦阻力为c+f，由于在支承压力的作用下，煤体有向采空区动运的趋势，而摩擦阻力阻止其运动，故该力的方向应该指向煤壁。据单元体在x、y轴方向上受力均平衡，在x轴方向上建立平衡方程: （15）化解得： （16）式中: M一煤体的高度m; c一 煤体的粘聚力; 一煤体的内摩擦角; f一煤体与顶底板之间的接触面上的摩擦系数。图13 微小单元体受力分析而现在被大家所广泛应用的摩尔库准则并没有考虑第二主应力，因此通过其计算的塑性区宽度与实际情况必然有很大的差别，因为实际清况中第二主应力的影响也是比较大。煤壁的侧向是工作面，也可以看成是一个自由面，因此煤体的水平力要比垂直应力要小得多，在这里粗略地把、看成第一、第三主应力。由于在这定义拉为正，压为负，而Mises准则定义压为正，而拉为负。在此就有: =- =- (17)由于第一、三主应力分别为垂直应力、水平应力，我们假设第二主拉力的方向与工作面的倾向方向平行，而在三向应力状态下由主应力和主应变表达的广义胡克定律有： （18）我们应用式： （19）通过主应变间接得到主应力的求解方法求解第二主应力。在这了为了方便取v=，而在平面应变中有: （20）从而就有： （21）即有： （22）煤体在区服状态下满足MISES准则： （23）将式（21）（22）代入可得： （24）从以上公式不难分析出，在塑胜区内的应力是呈指数形式的，在x=O处，均不等于0，可知在煤壁的边缘尚存在支承压力。通常煤体支承压力峰值点是煤体弹塑性区的分界面，煤壁边缘到支承压力峰值点的距离就是煤体塑性区的宽度，并目在该面上煤体处于极限平衡状态，即煤体的垂直应力，与支承压力平衡，由此可推出: （25）能够得到塑性区的宽度x： （26）代入f 最终得： （27） 式中:K为应力的集中系数，其他同上。从式（27)可知，煤体塑性区的宽度跟很多因素都是息息相关的，例如采高、煤体的内摩擦角、煤体的粘聚力、应力集中系数和支护阻力等。而经由莫尔库仑准则求出的煤体塑性区宽度x0: （28）式中: K一应力集中系数; M一煤层采高; f一煤层与顶底板之间接触面上的的摩擦系数; c一煤体的粘聚力; 一煤体的摩擦角; 一支架对煤壁的支护阻力;为了论证推导出的塑性区公式的正确性，我们用式(27)与(28)对比分析。影响煤体塑性区宽度的因素主要有:采高M、煤体的内摩擦角。、煤体的粘聚力、应力集中系数K和支护阻力p。采用固定其余四个因素来分析另外一个因素对煤体塑性区宽度的影响。表1 塑性区宽度随M变化的计算值表2 塑性区宽度随c变化的计算值图14 塑性区宽度随M变化的计算值图15 塑性区宽度随c变化的计算值表3 塑性区宽度随变化的计算值图16 塑性区宽度随变化的计算值表4 塑性区宽度随H变化的计算值图17 塑性区宽度随H变化的计算值表5 塑性区宽度随P变化的计算值图19 塑性区宽度随P变化的计算值从图15-19中不难分析出，运用MISES准则计算出的煤体塑性区的宽度要比忽略第二主应力的摩尔库仑准则计算出的稍大点，并且根据现场的松动圈测试也更加接近实际。通过应用极限平衡理论结合MISES准则在考虑第二主应力的情况下，研究工作面前方煤体的垂直应力分布以及塑性区宽度的分布，最终得出了:工作面肖前方煤体的垂直应力:并且指出:在塑性区内的垂直应力是呈指数形式分布的，且在煤壁的边缘尚存在支承应力。工作面煎方煤体塑性区宽度的分布:并且指出:煤体塑性区的宽度跟采高、煤体的内摩擦角、粘聚力、应力集中系数和支护阻力等很多因素都有关。并且与摩尔库仑准则所计算出的塑性区宽度相比较，最终证明其更接近现实情况。6 煤壁片帮的控制技术合理的控制采高不论是实践还是理论均表明，随着工作面采高的加大其煤壁片帮现象也就越严重。片帮现象严重就会造成支架的前梁和护帮板不能很好的发挥其应有的作用。通过数值模拟分析和现场实测可得，最好把采高控制在4m以内，因为在4m以内，片帮随采高的增加其增加的幅度比较小，当采高大于4m后，片帮现象随采高的增长而快速增长。当在顶板较为破碎或是过断层时我们可以采取适当的降低采高的法来减小煤壁片帮现象。适当的提高支架的初撑力和工作阻力来自于工作面上力顶板的压力本来是由支架和煤壁共同承担的，当液压支架由于种种原因其支撑力偏低时，就会在煤壁向采空区方向上形成一个附加的力矩，本来是由支架和煤壁共同承担的压力会全部转移到煤壁上。高应力状态下必然会产生煤壁片帮。因此合理的支撑力能够起到支撑顶板和减轻煤壁压力的作用，进而减少煤壁片帮现象的发生。通过以往的矿压观测资料，支架的平均实际初撑力仅占支架额定初撑力的43%时，工作面顶板的弯曲下沉比较剧烈，片帮进一步向深部扩展。大采高综采面内液压支架初撑力比实际偏低的原因，一般是由泵站压力小或管路损失大所造成，因此要加强支架的支护质量，确保所有支架均达到初撑力，尤其是来压前，要将支架调到最佳状态，使液压支架的顶梁和底座平行，并保证接顶质量，确保支架平、严、实，安全阀灵敏可靠。对液压支架的液压系统要定期检修，杜绝跑、冒、漏、防止支架卸压降架。支架工在升架操作时，观察支架间显示屏中的初撑力读数或立柱上压力表读数，保让足够的操作时间，达到额定的初撑力。这样才能及时有效地控制顶板下沉，从而控制煤壁片帮。采取及时有效的支护对采煤过后新近暴露出来的顶板应该进行及时有效的支护，这样可以有效的减少煤壁所承受的压力，进而起到减少煤壁片帮的效果。在机组割煤前，提前于采煤机1-2架才将护帮板收起，使工作面煤壁始终在护帮板支撑下。研究表明，大采高工作面煤壁片帮程度与是否采用支架护帮板有关。据统计，没有护帮板支护下的片帮概率约为有支护的3倍。采用护帮板可以增加煤壁的侧向约束力，使用护帮板并使其靠紧煤壁，煤壁片帮程度则会减小;相反，护帮板没有使用或使用不当，其片帮程度将会增大，如果全工作面的支架护帮板都能发挥其护帮作用，工作面煤壁片帮程度则会相应减小。在现场回采过程中，移架的速度往往低于采煤机的运行速度，这种情况下应该适当的停机等待，支架在移拉架时要做到少降、快拉、快升、带压移架的原则。对工作面端头支护时，由于存在的压力大、巷道变形严重、支护困难等问题，制约着工作面的推进速度，应从以下几方面采取措施:1. 两巷做小超前，加大端头支护面积，减小端头顶板二次来压的影响，从而保证项板的完整;2. 端头处支架的支护阻力与采面支架的实际支护阻力应保持一致，以便使端头顶板与采面顶板铰接处保持相对的完整和稳定，防止台阶下沉;3. 端头区回架距离应不超过采面液压支架掩护梁与顶梁铰接处，要尽可能避开工作面移架时动压对端头顶板的影响。适当的加快推进速度由于煤体本身具有的蠕变特胜，煤体在应力的作用下，其塑性变形在逐渐增大。工作面前方的煤体塑胜区随着时间的推移也在增长。由综采面矿压观测结果可知，顶板的下沉量随项板的周期性垮落而增大，顶板的下沉量越大，对煤壁及端面区直接顶的压缩破坏越严重。同时，由于节理面不可能是绝对平整的，在两面相对位移量较小时，凹凸不平处的相互作用，使两节理面之间的摩擦力增大，当两面位移量较大时，这个作用就会失去，表现为沿节理面的大位移量，使工作面出现台阶下沉，或严重片帮，所以工作面推进速度慢，也是导致煤壁片帮的一个主要原因。工作面在检修时，最好选在地质条件比较好，煤层薄，采高小的地方，这样可以有效减小煤壁的片帮。尽可能选择俯采从力学的角度上来说，俯采比水平和仰采对防止煤壁的片帮效果更好。俯斜开采可以有效的改变煤壁重力方向和煤壁侧临空面角度的关系，从而达到有效的减小煤体的下滑力，通过观测，同一煤层的两个综采工作面进行仰斜开采时，片帮的频次与严重程度远远大于水平或俯斜开采，每一循环中，仅处理片帮落煤所用的时间就占整个循环工作时间的一半，造成工作面推进速度缓漫，片帮继而加剧。因此，设计盘区时，应力求避免采面仰斜开采，尽可能用俯斜回采。提高煤体的强度工作面前方的煤体在集中应力的作用下己经发生了塑性变形，此时煤体内部节理裂隙比较发育，承载力也大大降低，很容易发生片帮。我们可以人为改变煤体的力学性质来有效防治煤壁片帮。当煤壁片帮呈大块状的时候，并且煤体本身有一定自稳能力的时候，可以在煤壁上打入木锚杆加固。每循环打一次，一般锚杆间排距为1.0m，外加300mm*2oomm*500mm的木托板。如果片帮、空顶现象仍得不到有效控制的情况下，采用3omm*3000mm的铁刹杆沿支架顶梁前方与煤壁成打入煤壁，末端用支架前梁托起，刹杆之间用半圆木接实，起到瞒顶的作用;支架前方片帮面积较大时用工字钢结合铁刹杆和半圆木、单体联合对煤壁和顶板进行超前支护。当煤壁松软、节理比较发育尤其是地质构造附近时也可采用使用液冲锚杆。采用液冲锚杆控制煤壁。一般晴况下只打一排液冲锚杆，锚杆距顶板500mm，锚杆间距500mm。如果采面煤壁特别松软、煤壁节理较发育时，采面打两排液冲锚杆，首排距顶板500mm，锚杆问距500mm，第二排距顶板1000mm，锚杆间距800mm。施工时使用煤电钻和螺旋钻杆向煤壁打眼，眼深3000mm，打完眼后把液冲锚杆插入钻眼中，然后使用采面的高压液给液冲锚供液，待锚杆完全膨胀后方可停止供液。在使用液冲锚杆没有效果时，可采用煤壁固化的方法。按照施工要求在煤壁上布置钻孔，钻孔布置完毕后，往钻孔上安装注射器和封孔器，使用风动注浆泵往煤壁上注射马丽散固化剂。施工完毕后等待5-10min即可达到较好的固化效果。强制放顶有的时候由于顶板的整体性好，来压时压力比较大，此时也会造成严重的煤壁片帮，适当地强制放顶来减小老顶来压的强度，工作面进行深孔爆破人工强制放顶后，可有效控制顶板的垮落。直接顶基本上能随采随冒，使得工作面初次来压和周期来压强度不大。尤其在矿山压力大的情况下，使用此方法可以减小顶板压力，减小来压期间工作面煤壁所承受的压力，进而减少来压期间煤壁片帮现象全方位连续动态监测工作面矿压。采用在线压力监测设备，对工作面矿压进行了全方位连续动态监测，结合理论计算，预测预报工作面顶板来压时间，并在工作面来压期间采取有效措施减少片帮程度。其它措施除上列措施可防治或减小煤壁片帮外。还可采取减少采煤机截深，防止支架歪斜倾倒。提高工作面工程质量。加强设备检修维修。在设计工作面时避开上覆煤层遗留煤柱对工作面造成集中压力，以及优化两端支护技术和三机配套等措施。参考文献1 华心祝，谢广祥.大采高综采工作面煤壁片帮机理及控制技术J.煤炭科学技术，20082 尹志坡，大采高综采工作面煤壁片帮的分析与预防J.华北科技学院学报，20083 刘洪伟，刘卫方.采煤工作面煤壁片帮影响因素研究J.煤炭科技，20064 孙向阳，孟祥瑞，赵光明，赵启峰.采面底板及煤壁破坏塑性区研究J.煤炭科技，20095 熊仁钦.关于煤壁内塑性区宽度的讨论J.煤炭学报，1989（1）6 赵宏珠.大采高支架采面煤壁片帮规律及防护J.矿山压力，1989（2）7 尹希文，闫少宏，安宇.大采高综采面煤壁片帮特征分析与应用.采矿与安全工程学报，20088 王家臣.极软煤层煤壁片帮与防治机理.煤炭学报，2007(8)9 夏均民.大采高综采围岩控制与支架适应性研究D.山东利技大学，2004.510 张泅洪，薛秀军，谦国华。大采高综采煤壁片帮的原因与防治J.矿业论坛，2009(7)11 煤炭科学研究院，北京开采研究所.煤矿地表移动与覆岩破坏规律及其应用M:煤炭工业出版社，1981.1212 宁宇.大采高综采煤壁片帮冒顶机理与手控制技术.煤炭学报，2009.34(1):50-5213 王丙成,杜厚永.综采工作面煤壁片帮的原因及预防J.地质研究，2010(6):323-32414 张家言.岩土弹性力学.人民交通出版社，1993.915 徐德欣.岩石中间主应力效应的理论分析.山地学报，2003(2):246-25116 孙联军，刘赠平，吕卫东，王元伦.综放工作面煤壁片帮原因分析与综合治理.山东煤炭科技，2006(增):15-1917 岑传鸿、窦林名.采场顶板控制与监测技术. 徐州：中国矿业大学出版社，2004