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332019 年第 2 期 综放工作面停采线位置确定研究 张龙飞 （山西石泉煤业有限责任公司，山西 长治 046000） 摘 要 针对石泉煤矿 30101 首采工作面停采线位置的确定，通过数值模拟研究，得出了停采线位置处于周期来压之外时， 支架受力较小且均匀，顶板下沉量小，煤壁片帮程度轻；当停采线位置处于（0.40.7）周期来压之外的范围时，矿山压力 显现特征最不明显。通过工业性试验得出停采线位置处于（0.40.7）周期来压之外时能够保证回撤通道的整体稳定性。 关键词 综放 周期来压 停采线 中图分类号 TD823.49 文献标识码 B doi10.3969/j.issn.1005-2801.2019.02.014 Study on the Stop Line Position in Fully Mechanized Caving Face Zhang Long-fei Shanxi Shiquan Coal Industry Co., Ltd., Shanxi Changzhi 046000 Abstract Aiming at the determination of stopping line position in 30101 first mining face of Shiquan Coal Mine, through numerical simulation research, it is concluded that when stopping line position is outside periodic weighting, the support force is small and even, the roof subsidence is small, and the degree of coal wall is light; when stopping line position is outside 0.40.7 periodic weighting, the characteristics of mine pressure are the least obvious. Through industrial tests, it is concluded that the overall stability of the withdrawal passage can be guaranteed when the stopping line is outside 0.40.7 periodic weighting. Key words fully mechanized top coal caving periodic weighting stopping line 收稿日期 2018-07-11 作者简介 张龙飞（1987-），男，山西省襄垣县人，长期从事煤 矿采煤设计及顶板管理工作。 综放工作面由于顶板为煤层，在矿山压力作用 下，顶板破碎，维护困难。实践证明，停采线位 置选择不合理，会导致顶板下沉严重，造成通风 困难，给回撤工作带来极大的安全隐患 [1-2]。通过 UDEC2D 数值模拟软件分析停采线处于不同位置时 回撤通道内应力分布情况，进而确定综采面合理停 采线位置，以实现综采设备安全、高效地回撤 [3]。 1 数值模拟设计 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，其下面的直接顶、顶煤及支架必 须适应基本顶的运动状态 [4、5]。因此，综放工作面 回撤通道处于基本顶断裂线以内与断裂线以外时， 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 UDEC2D 数值模拟分析，对以上两种情况进 行实验比较，以便给出定量、直观全面的分析。 1.1 模拟实验内容 （1）工作面停采线处于周期来压期间，顶板 垮落对支架及顶煤稳定性的影响。 （2）工作面停采线处于周期来压之外，顶板 垮落对支架及顶煤稳定性的影响。 （3）取上述两者矿山压力显现较小者进一步 分析停采线的合理位置。 1.2 模型设计 模拟埋深 120m，煤层厚度 6m，采高 3m，模 块划分为11， 直接顶厚度3m， 模块划分为1.52， 基本顶厚6m， 模块划分为610， 边界条件， 左、 右、 下边界为固定边界，上边界为自由边界。为保证模 拟结果准确，停采线所处位置已经过多次周期来压 之后， 周期来压步距L设置为10m， 模型如图1所示。 图 1 数值模拟走向模型 342019 年第 2 期 2 模拟分析 2.1 停采线处于周期来压期间 工作面停采线位置处于周期来压期间时，基本 顶沿破断线处发生破断，带动直接顶板与顶煤发生 破断，最终导致基本顶的断裂线和直接顶、顶煤的 破断线相互贯通。随着基本顶的回转角增大，基本 顶同直接顶、顶煤沿工作面煤壁切落，此时支架受 力、顶煤下沉量与煤壁片帮程度急剧增加。支架上 方顶煤、直接顶板及基本顶整体切断使支架承受上 部全部岩块重量，后侧立柱阻力明显大于前侧立柱， 后立柱的活柱缩量也远大于前柱，支架前梁呈抬头 工作状态。顶煤最大下沉量达到 700mm，最大片帮 量达到 500mm。这种情况下极易造成支架被压死， 增加支架回撤的难度。如图 2 所示。 （a） 垂直位移 （b） 水平位移 图 2 矿山压力显现特征 2.2 停采线处于周期来压期之外 工作面停采线位置处于周期来压之外时，工作 面支护空间位于基本顶来压之后，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，支架前后立柱所受载荷与活柱下缩量相差不大， 上方直接顶最大下沉量仅为 120mm，最大片帮量为 100mm。如图 3 所示。 2.3 周期来压之外停采线位置确定 通过以上模拟分析可知，停采线处于周期来压 之外相较于处于周期来压期间时，支架受力与下沉 量较为一致，顶板下沉量及煤壁片帮程度较小，但 具体停采线处于周期来压之外哪个位置时，基本顶 对回撤通道的影响最小，尚需进一步模拟分析。模 拟设计方案为停采线处于周期来压之外 2m、3m、 4m、6m、7m 与 8m，结果如表 1 所示。 （a）垂直位移 （b）水平位移 图 3 矿山压力显现特征 表 1 矿山压力显现特征 距离 /m 顶煤下沉量 / mm 片帮量 / mm 前立柱载荷 / MPa 后立柱载荷 /MPa 230022079 32501856.58 412010055.5 611510556 71201105.56.5 832023068.5 停采线处于周期来压之外不同距离时，支架所 受载荷、顶煤下沉量与煤壁片帮量有如下特点 （1）停采线在周期来压之外 04m 与 710m 范围内时，支架前后立柱所受载荷较大，后立柱所 受载荷明显大于前立柱；而停采线在周期来压之外 47m 范围内时，前后立柱受力较小且比较一致。 （2）支架所受载荷、顶板下沉量与煤壁片帮 量在停采线在周期来压之外 47m 范围内相较于停 352019 年第 2 期 采线在周期来压之外 04m 与 710m 范围内时，明 显下降。 停采线位置位于周期来压之外47m范围内时， 即相当于 0.40.7 个周期来压的距离，顶板限制了 基本顶的回转，基本顶不发生破断，能够发挥自身 承载作用，矿山压力显现不明显，从而对支架与顶 煤的影响较小。 3 工程实践 30101 综放工作面是石泉煤矿首采工作面，煤 层均厚 6.1m，工作面走向长度 1050m，工作面长 度 200m，初次来压步距 24.2m，周期来压步距平均 14.3m。当工作面推进距停采线 18m 时，工作面周 期来压，支架所受载荷急剧增加，顶板冒顶，煤壁 片帮严重，最深处达到 1000mm。按目前设计的停 采线，停采之前还会发生一次周期来压，虽能保证 停采线处于周期来压之外，但不是最佳位置，根据 模拟结果，现将停采线位置向前延长 23m，使停 采线位置处于 0.40.7 周期来压之外范围内。新的 停采线位置的确定，保证了回撤通道整体稳定性， 为工作面实现安全、快速回撤提供了技术保障。 4 结语 通过 UDEC2D 数值模拟软件对停采线位置对回 撤通道稳定性的影响进行分析，主要得出了如下两 点结论 （1）停采线位于周期来压之外相较于位于周 期来压期间时，支架所受载荷较小且比较一致，顶 板下沉量不明显，煤壁片帮程度较小。 （2）停采线位于 0.40.7 周期来压之外范围 内时，矿山压力显现特征最不明显，回撤能够最大 程度保持整体稳定性。 【参考书目】 ［1］ 杜计平，王仁庭 . 开采方法 [M]. 徐州中国矿业 大学出版社，2006. ［2］ 马立强，张东升，崔泰贺，等 . 厚冲积层下大采 高综放工作面顶板控制机理与实践[J].煤炭学报， 2013，38（02）199-203. ［3］ 荆俊杰 . 基于关键层理论的停采线位置确定方法 研究 [J]. 煤炭技术，2013，32（11）56-58 ［4］ 孙建，侯化强，王连国 . 综采工作面停采线合理 位置确定 [J], 煤矿安全，2013，44（03）44-47 ［5］ 索永录，祁小虎，刘建都 . 极近距离煤层停采线 合理位置确定 [J]. 煤炭技术，2014，33（09） 193-195. （上接第 32 页） 7测点，一回、二回前期掘进处布置 8和 9测点。 宽度变化如图 5 所示。 图 5 胶轮车大巷和一回、二回大巷位移变化对比 由上图分析可知 ① 胶轮车大巷见顶见底掘进的 1测点宽度 变 化 差 为 330mm，2测 点 为 365mm，3测 点 为 350mm；与胶轮车大巷同期掘进的第一回风大巷 6 测点宽度变化差为 810mm，第二回风大巷 7测点 为 1152mm；前期掘进的一回 8测点为 874mm，二 回 9测点为 1112mm。 ② 胶轮车大巷宽度最大变化量是 365mm，而 同期掘进的一回、二回分别为 810mm 和 1152mm， 一回、二回的变化量远大于胶轮车大巷。 4 结论 通过矿压监测数据分析，胶轮车大巷采用见顶 见底掘进并采用高预紧力加强支护的方式后，能够 很好地控制巷道围岩的变形量，保证矿井的安全高 效生产，能够对灵北煤矿以后的掘进支护提供技术 支持和施工经验，对其他类似条件的矿井巷道也有 重要的参考意义。 【参考书目】 ［1］ 马广俊，郭朋星 . 煤巷锚杆支护应用现状及设计 方法 [J]. 山东煤炭科技，2010（03）41. ［2］ 东兆星，吴士良 . 井巷工程 [M]. 徐州中国矿业 大学出版社，2004. ［3］ 窦林名，邹喜正，曹胜根，等 . 煤矿围岩控制 [M]. 徐州中国矿业大学出版社，2010. ［4］ 沈绍学 . 锚杆支护理论探析 [J]. 科技创新导报， 2008（25）91. ［5］ 文志杰，赵晓东，尹立明，等 . 大采高顶板控制 模型及支架合理承载研究 [J]. 采矿与安全工程学 报，2010，27（02）255-258.