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目的

　　煤壁片幫始終是影響大采高綜采工作面實(shí)現(xiàn)高產(chǎn)高效的主要原因之一。隨著采高加大、工作面長(zhǎng)度加長(zhǎng)，煤壁前方破壞面積、支承壓力峰值與范圍均明顯加大，更易發(fā)生煤壁片幫冒頂。本論文重點(diǎn)研究煤壁片幫冒頂機(jī)理及控制技術(shù)，為有效解決大采高煤壁片幫冒頂問(wèn)題提供依據(jù)。

方法

　　采用數(shù)值模擬及現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)研究得出隨著采高加大、工作面長(zhǎng)度加長(zhǎng)，煤壁片幫冒頂更加強(qiáng)烈，通過(guò)“壓桿”理論分析得到煤壁上部0.35倍采高處位移最大。通過(guò)數(shù)據(jù)模擬及理論研究得出綜采煤壁片幫的三個(gè)可控性因素，通過(guò)現(xiàn)場(chǎng)實(shí)踐研究得到三個(gè)片幫控制途徑。

結(jié)果

　　（1）大采高工作面煤壁前方破壞區(qū)面積、支承壓力及頂板運(yùn)移情況的三維數(shù)值模擬結(jié)果得出，隨著采高加大、工作面長(zhǎng)度加長(zhǎng)，煤壁前方破壞面積、支承壓力峰值與范圍均明顯加大，頂板斷裂線前移，頂板活動(dòng)范圍及支架外載明顯加大，煤壁易于發(fā)生片幫冒頂，部分工作面片幫深度超過(guò)1 m，且分布范圍較大。（2）采用FLAC3D軟件研究大采高工作面煤壁應(yīng)力場(chǎng)分布，將煤壁簡(jiǎn)化為“上端簡(jiǎn)支、下端固支”的壓力桿受力模型，研究得到煤壁片幫機(jī)理：在采動(dòng)應(yīng)力作用下，煤壁先發(fā)生較小的撓曲變形，達(dá)到極值時(shí)，將在煤壁上部0.35倍采高處產(chǎn)生破裂, 之后煤壁全部片落，由此得到支架護(hù)幫板高度應(yīng)不小于采高的0.35倍。（3）研究立柱壓強(qiáng)為0.5 MPa及0.9 MPa，水平應(yīng)力為0及300 kN，端面距為0.25 m及0.5 m時(shí)頂板應(yīng)力分布得出，增加立柱壓強(qiáng)可減小端面與頂部拉應(yīng)力區(qū)范圍，增加支架水平作用力可減小拉應(yīng)力區(qū)范圍，縮小端面距可減小端部和頂部拉應(yīng)力區(qū)的范圍。由此得出煤壁片幫的三個(gè)主要控制因素：支護(hù)強(qiáng)度、支架水平作用力及端面距。（4）研究得出了大采高綜采煤壁片幫的3個(gè)主要控制途徑：①縮小端面距，提高支架工作阻力;②設(shè)計(jì)合理的支架結(jié)構(gòu)，護(hù)幫板長(zhǎng)度不小于采高的0.35倍;③采煤機(jī)過(guò)后即時(shí)移架，使無(wú)立柱空間及時(shí)全封閉。（5）以神華萬(wàn)利一礦為例，說(shuō)明煤壁片幫冒頂?shù)挠行Э刂仆緩健ＶЪ芏嗣婢嗫刂圃?00 mm以內(nèi)，支架工作阻力設(shè)計(jì)為8 000 kN，支架二級(jí)護(hù)幫機(jī)構(gòu)：一級(jí)護(hù)幫高度為1.2 m，總護(hù)幫高度1.8 m，護(hù)幫力248 kN，護(hù)頂力102 kN?；夭晒に嚕弘娨嚎刂葡到y(tǒng)實(shí)現(xiàn)帶壓擦頂移架、及時(shí)移架，移架時(shí)間控制在8 s以內(nèi)，片幫冒頂控制效果良好。

結(jié)論

　?。?）大采高綜采煤壁易發(fā)生片幫冒頂，其機(jī)理為在采動(dòng)應(yīng)力作用下，煤壁先發(fā)生較小的撓曲變形，達(dá)到極值時(shí), 將在煤壁上部0.35倍采高處產(chǎn)生破裂, 之后煤壁全部片落；（2）控制片幫冒頂可采取特種支架與合理的回采工藝，特種支架為提高支架工作阻力、縮小端面距、二級(jí)護(hù)幫機(jī)構(gòu)，回采工藝為電液控制系統(tǒng)實(shí)現(xiàn)擦頂移架、及時(shí)移架。