综采工作面快速收尾及搬迁技术.docx

采矿新技术课程结业论文论文题目： 薄煤层开采新技术 学 号： 200920103129 姓 名：33333 专 业： 矿井通风与安全 班 级： 0931 指导老师： 33333 20111211综采工作面快速收尾及搬迁技术33333（河南工程学院 安全工程系 郑州 451109）摘要：综采综放工作面设备多、重量大，加之矿井巷道空间有限，采用传统方法撤除工作面设备，要较长时间，严重影响矿井的产量提高和矿井均衡生产。采用无轨胶轮车辅助运输的矿井，可在工作面停采线的位置提前掘出收作眼，当综放工作面不断的向前推进并与收眼线安全对接后，作为胶轮车直接进入工作面设备的通道，使综放工作面撤除的速度大为提高，形成综放面无轨胶轮车快速搬迁技术。关键词：综采；无轨胶车；收作眼；Rapid Closure And Removal Technology For Fully Mechanized Coal Mining FaceShilong,fan(Henan institute of technology ，department of safety engineering，451191,Zhengzhou China)Abstract：Equipment in fully mechanized top-coal caving face, weight, combined with roadway space, using the traditional method of removing working face, a long time, seriously affect the production of mines and mine balanced production.Adopting trackless rubber-tyred locomotive auxiliary transportation mine may face location in advance of the stop line dug out your eyes, when fully mechanized caving face forward and after docking with the decoy safe resumption, as rubber-tyred locomotive directly into the working face of channel, greatly improved the speed of fully mechanized caving face removed, forming of fully mechanized caving face fast moving technique of trackless rubber-tyred locomotive.Key words：fully-mechanized; trackless rubber car; your eyes;1引言工作面快速收尾技术的重点是要选择适宜的末采停放煤距离参数，合理地确定停采线的位置、收作眼的加固支护技术参数和支护形式，力求既保证撤架通道的需要和安全维护，又最大限度地减少综放工作面末采期间的不放煤距离（停放至停采线的距离），减少煤炭的损失，这就需要在研究综放末采期矿压显现和覆岩运动规律的基础上，寻找末采通道安全稳定性和停放线至停采线距离之间的最佳协调匹配关系，确定其相应的最优参数范围，以确保综放工作面的安全快速收尾。2综放收作眼合理位置的确定综放开采线位置一般根据上下山煤柱及其他煤柱的尺寸在设计时就已确定。实践证明，这种不根据顶板来压状况设计的停采线位置对收尾撤架空间顶板的稳定性有很大影响进行试验分析，（1）模型设计工作面来压是基本顶断裂回转的过程，其变形是一种给定变形，直接顶，顶煤及支架必须适应基本顶的运动状态。因此，综放工作面收尾撤架空间处（或收作眼）在基本顶断裂线以内，即处在基本顶来压的影响范围，和处在基本顶断裂线以外，撤架空间免受基本顶来压影响时，顶煤的变形破坏状况及支架的工作状态将是不同的，对支架的安全顺利撤架有着不同的影响。为此，通过相似材料模拟实验，对以上两种情况进行比较，以便给出定量、直观全面的分析。模型实验内容：工作面收尾撤架空间处（或收作眼）在基本顶来压断裂线以内时，周期来压对顶煤稳定性及支架的影响。工作面收尾撤架空间处在基本顶来压断裂线以外时，顶板垮落对支架及顶煤稳定性的影响。工作面合理停采线的确定。（2）收作眼位于周期来压期间工作面停采时正好处于基本顶的周期来压期间，见图1，基本顶的断裂线和直接顶的破裂线相互贯通，基本顶的回转下沉对顶板的稳定性及支架产生很大影响。试验表明，随着工作面的推进，基本顶的回转、直接顶的破裂线终将形成，随着基本顶回转角的增大，直接顶的变形破断程度增大。图1 工作面位于周期来压期间（a）实验模型 （b）力学模型随着基本顶回转角的增大，位于基本顶和支架间的顶煤及直接顶遭到更大程度的破坏，支架的载荷也随之增大，而且后柱阻力明显大于前柱，后柱的活柱缩量也远大于前柱，使支架工作状态发生变化，支架前梁呈抬头工作状态，形成综放工作面不良的支架围岩关系。图2围不同基本顶回转角时直接顶某一层位的垂直位移分布曲线。图2 直接顶垂直位移分步（3）收作眼位于周期来压之后试验中，工作面经历了基本顶的来压周期，随着工作面的推进，工作面支护空间位于基本顶来压之后，如图3.此时工作面前方基本顶断裂线尚未形成，基本顶处于相对最为稳定的时期，其下的直接顶和顶煤也处在最为稳定的状态。图3工作面位于周期来压之后（a）实验模型 （b）力学模型试验表明，此阶段顶板下沉量和支架阻力增量非常小，分别在0.5mm和1N/cm2以下。试验时保持此状态不变，随着时间的延长观测顶板（煤）的变形和立柱阻力的变化，以模拟工作面的收尾撤架期间的支架围岩关系的变化。图4为试验所得顶板下沉和立柱阻力增量随时间的变化关系。由图4可见，随着时间的延长，只要基本顶岩层相对稳定，顶煤（板）垂直位移量没有很大变化，相应地支架立柱阻力增量也很小。工作面在此种条件之下，支架围岩最为稳定。图4顶板下沉量与立柱阻力增量随时间变化曲线（4）收作眼合理位置的确定由前述可知，当工作面停采时的位置正好位于周期来压期间时，是最为不利的时空条件。此时工作面顶板稳定性最差；支架前后立柱阻力不均，支架围岩关系比较恶化。这给现场收尾撤架带来很多困难。停采处于周期来压时，工作面推进速度慢，撤架困难，收尾时间长。由于此时顶板压力增大，上网、开帮、上大板梁都很困难，工作面推进速度大幅度下降，在基本顶周期压力作用下，顶板压力进一步增大，片帮较深，形成恶性循环。开帮后顶板空顶距离增大，在落架上梁过程中，受动压影响，顶板下沉速度加快，下沉量增加，容易导致工作面采高的降低等，造成支架回撤困难，降低收尾撤架速度。受来压周期的影响，破网漏矸事故多，支护材料消耗大。此时支护质量大幅度下降，联网质量不好，很容易发生网破冒矸埋架事故；采高降低，使回撤带来很多隐患，同时降低了支护材料的回收率。由于停采时正处于周期来压期间，基本顶的回转下沉造成采区巷道压力显现增加，围岩移近量加大，从而增大了采区巷道的维护工作量。为了避开周期来压对收尾撤架的影响，必须对停采线的位置进行合理动态的确定。若L为设计停采线距离，l为最后一次周期来压结束距停采线的距离，设l1为工作面周期来压步距，在采取设计和工作面布置时，应根据相同（似）地质条件工作面开采时的来压规律和来压步距l1确定停采线位置。合理停采线的位置为：L=(0.40.6)l1 如果没有相同或相似地质条件的工作面来压规律课供参考，应根据理论计算求得的周期来压步距，同时在工作面开采过程中，应根据实测的周期来压步距对停采线的位置作适当修正，做到合理、动态地确定停采线位置，是l在（0.40.6）l1的范围之内，确保收尾撤架期间工作面位于基本顶周期来压之后。合理停放线位置的确定应综合考虑末采期间顶煤回收率以及保证工作面顺利收尾和安全撤架的原则，停放线的距离亦即开始铺金属网的距离，一般应保证金属网在采空区支架后方有12m的压茬长度，即停放线距离为l2=l3+ld+ly+(12) 式中 l2停放线距离，m l3撤架通道上方液压支架顶梁端部到煤墙距离，一般为1.6mld液压支架的顶梁长度，mly液压支架的掩护梁与插板长度之和，m依上式计算停放线的距离一般为1014m。3综放面收作眼动压规律数值模拟与支护方案选择为了研究收作眼随综放工作面推进的动压显现规律，以及不同支护条件下受工作面前方位移支承压力影响的过程，采用RFPA2000软件进行了数值模拟（1）数值模拟软件简介采用岩石破裂过程耦合分析系统RFPA2000进行数值模拟。该系统基于有限元应力分析模块和细观单元破坏分析模块的岩石变形、破裂过程研究的数值分析程序。RFPA2000将细观力学与数值计算方法有机地结合，通过考虑岩石性质的非均允许的特点，从而可以很好的模拟岩层的非线性本构特征。特别的是它可以模拟裂纹的萌生、扩展以及随着采场工作面的推进覆岩中关键层的变形破裂移动全过程。该系统采用分步开挖来研究随工作面的推进引起的应力场的重新分步以及覆岩的变形和破坏。（2）数值计算模型的建立图5为根据济三煤矿采矿地质条件建立的数值计算模型，其中各岩层具体力学参数如表1。模型沿水平方向取200m，沿垂直方向取100m煤层厚度为6m采深580m巷道（收作眼）为4.1m3.4m。计算中对力学性质相近的岩层合并处理，在岩层之间加入了强度很小的薄煤层作为层理。采用平面应变模型，岩层共9层，划分为400200个正方形单元。在模拟综放开采方面，从图6-14模型左侧边界50m处向右侧收作眼靠近。采场推进之初50m，开挖步距10m；接着，以开挖步距5m推进30m再以开挖步距2m推进10m；最后，以开挖步距1m推进至收作眼。在综放采场推进期间，观察收作眼围岩稳定性受采动压力的影响。数值模拟综放收作眼3种支护形式；（1）无支护；（2）锚杆索网联合支护；（3）锚杆索网加速钢棚加强联合支护。切眼围岩固强度采用文献每行锚杆支护的计算方式加以等效转换，由此，第二种支护方式围岩强度越增加100%,第三种支护围岩强度增加150%。图5数值计算的力学模型表1数值模拟模型中各岩层的力学参数（3）采动岩体破断对收作眼稳定性的影响收作眼的3种不同支护状况受综放面采动影响的围岩破坏情况分别如图6、7、8所示。图6 无支护收作眼围岩受采动影响由图可见，当综放面距离收作眼50m以上时，收作眼处于工作面收作眼超前稳定支承压力影响范围以外，3种支护状况的围岩变形均较小，围岩稳定。而其他两种支护状况的围岩则保持稳定。工作面继续向前推进到18m时，无支护切眼发生垮落，其他两种支护围岩开始发生明显变形。工作面继续向前推进，直至采透收作眼，围岩发生剧烈变形，但依然保持稳定。图7 联合支护收作眼围岩受采动影响图8 加强联合支护收作眼围岩受采动影响（4）巷道围岩位移分步情况图9为3种支护状况下收作眼顶底板受采动影响的最大移近量曲线。从图9中可以看出，在两种有支护的情况下，移近量的增长趋势基本一致，在无支护的情况下移近量和移近速度要明显大于有支护的情况，并且当工作面推进到距巷道18m时巷道破坏，在破坏前的最大移近量达到1357mm。在工作面距收作眼1m时，联合支护切眼的顶底板最大移近量为406m，加强联合支护顶底板的最大移近量为320m。图9 收作眼顶板最大移近量曲线图10为三种支护状况收作眼两帮受采动影响的最大移近量曲线。由图10可知，两帮移近量要大于顶底板移近量。在无支护情况下，巷道破坏的两帮最大移近量达到1665mm。联合支护情况下两帮移近达913mm，加强联合支护情况下达790mm。图10 收作眼两帮最大移近量曲线（5）动压条件下锚梁网索与架棚联合支护4303综放面收作眼的支护效果受巷道围岩性质、原盐应力、巷道断面形状等因素影响外，还受综放面动压的影响。当收作眼处于工作面前方移动支承压力影响范围以外时，仅受原盐应力影响，采用一般的锚网支护即可；当收作眼随工作面推进进入支承压力影响范围内时，就必须用锚杆加强支护；随着工作面继续推进，收作眼进入支承压力峰值区及工作面顶板运动直接影响区，为使巷道保持设计断面要求，需增加被动支护（架棚）配合锚网索支护（主动支护）。根据数值计算结果，收作眼掘进过程中采用锚网索联合支护，全部掘进完毕后，因即将进入工作面超前压力影响范围，需再架工字钢棚加强支护。工字钢棚距750mm，棚顶梁采用12#工字钢，棚顶两帮用单体液压支柱支撑。4结论通过实测，结果与数值模拟情况较为吻合。收作眼最终断面满足了无轨胶车撤架要求。济三矿采用这项技术，实现课采场与收作眼的安全对接和综放工作面的安全快速结尾，节省了撤架时间10余天，创造经济效益53余万元，多生产煤炭10余万t,取得