特厚煤层孤岛工作面快速停采工艺应用

王国超

（晋能控股集团调度应急指挥中心，山西 大同 037000）

1 概况

8102 工作面可采走向长度1400 m，倾斜长度251 m，煤层厚度15 m，倾角3°～5°。煤层中含7 层夹矸，夹矸总厚度2.4 m。基本顶厚度10.32 m，为中粗粒砂岩，直接顶厚度4.61 m，为高岭质泥岩。工作面最大涌水量为0.09 m3/min，相对瓦斯涌出量为0.6 m3/t，绝对瓦斯涌出量为10.44 m3/min。工作面北部毗邻8103 工作面采空区，西部为三条盘区大巷，南部毗邻8101 工作面采空区，上部对应侏罗系14#煤层多个工作面采空区，层间距144～159 m。该面为同忻煤矿首个特厚煤层孤岛工作面，头尾两巷保护煤柱均按照小煤柱（6 m）留设。开采过程中，工作面周期来压显现强烈，两巷受应力叠加影响变形严重。2021 年6 月工作面进入末采阶段，如何实现安全快速停采是煤矿面临的主要难题[1-5]。

2 停采位置选择

通过对地测钻孔分析，对照工作面四邻及上覆层间关系，8102 工作面采位1400 m 位置附近无上覆煤柱影响，2102 巷已进入实煤区，避开8101 工作面采空区侧向支承压力影响，5102 巷受8103 工作面采空区侧向支承压力影响，但考虑盘区巷道最小保护煤柱留设问题，最终选择采位1400 m 为停采位置。工作面四邻关系及停采位置如图1。

图1 8102 工作面四邻关系及停采位置图

3 停采步距确定

停采过程中，为保证支护期间顶板完整，尽量避开在支护期间（尤其扩刷机道期间）遭遇周期来压，破坏停采阶段的支护体系。

正常推进阶段（头～1085 m）：最大来压步距为38 m，最小来压步距为15 m，平均来压步距为26 m。推进缓慢阶段（1085～1370 m）：最大来压步距为28 m，最小来压步距为15 m，平均来压步距为21 m。

按照平均法计算，8102 工作面平均来压步距为（26+21+15）÷3=20.7 m。考虑该工作面在停采前30 m 处开始不进行放顶煤，工作面来压步距还会适当加长，为避免停采阶段遭遇周期来压，工作面最终的停采步距不宜超过20 m。

通过现场观察和统计分析，每次周期来压循环可以分为三个部分：持续压力区，一般为10 刀左右；顶板完整区，一般为12 刀左右；顶板恶化区，一般为5 刀左右。 按照上面对停采步距的统计分析，最终确定8102 工作面停采支护距离为18 m，即工作面自上网至工作面机道扩刷完毕需推进24 刀，如图2。

图2 8102 工作面停采步距图

4 停采工艺及流程

4.1 支护方案

按照上述计算的停采支护距离，支护从工作面距离停采线18 m 时开始实施，前12 刀距离进行无支护挂网，随工作面向前推进，柔性纤维网甩入古塘，从第13 刀开始，采用柔性纤维网+锚杆（索）+钢梁（带）+辅助钢丝绳的支护方式，每推进1～2刀，支护一排。

4.2 支护优化

通过对矿井其他搬家工作面支护经验进行总结，结合8102 工作面特殊开采条件，对停采支护方案进行进一步优化，减少支架主顶梁上方一排锚索+工字钢支护，并利用钢丝绳支护代替锚杆+钢带支护，同时考虑支架回撤期间的顶板安全，在回撤通道上方增加一排锚杆+钢带支护。优化情况详见表1、图3。

图3 8102 工作面停采支护断面图（mm）

表1 停采支护优化前后对比表

4.3 支护流程

（1）上网。工作面推进到距离停采线18 m时，沿工作面方向从头至尾铺设两块柔性纤维网，网片尺寸为21 m×131 m，网眼规格为40 mm×40 mm，网片搭接重叠5 m。随工作面推进，网片不足及时续网。

（2）安装铺网绞盘。绞盘固定在支架前立柱上，支架前梁安装滑轮，每一个支架安装一组。利用钢丝绳通过滑轮和绞盘将网托起，方便快速铺网。

（3）吊挂固网钢丝绳。工作面推进12 刀后，在进、回风顺槽顶板分别打一根Φ17.8 mm×8300 mm 锚索，锚索顶端固定M24 的花篮螺栓，将钢丝绳在机道内自尾向头拉开，绳头两端固定在花篮螺栓上，排距1600 mm，拉直绷紧。使用Ф18 mm×1200 mm 锚杆将钢丝绳固定在顶板上，锚杆间距为1.75 m，起到固网的作用。

（4）循环挂网并安装钢丝绳。工作面每推进一刀，操作绞盘松放钢丝绳，将纤维网放下，网卷距离刮板输送机垂直距离不小于800 mm。拉架后，通过支架前探梁将纤维网固定在顶板上，然后铺设钢丝绳，钢丝绳从纤维网下方通过，按照步骤3固定。

（5）支架主顶梁上方支护。自安设第一根钢丝绳开始，900 mm 后，开始打锚索+工字钢支护，锚索规格Ф17.8 mm×6300 mm，每根工字钢安装2根锚索，共布置3 排，排距1600 mm。柔性纤维网、钢丝绳支护继续进行。

（6）扩宽机道。当安设的第一根钢丝绳处于切顶线位置后，拆除支架与前溜链接，利用液压单体支柱推进前溜的方式进行扩宽机道，当支架底座距煤壁7.1 m 后停止。

（7）机道顶板支护。扩宽机道的同时，自支架前探梁开始进行“ 锚杆+ 钢带” 支护。锚杆规格Ф22 mm×2800 mm，钢带规格BHW3500×280×4 mm，共布置6 排，排距900 mm。同时在第三、四排之间安设1 排“组合锚索”，每组锚索为3 根，规格Φ21.8 mm×10 300 mm，托板采用600 mm×600 mm×16 mm 三孔钢板，间距3.5 m。

（8）煤壁护帮支护。采用3 排“锚杆+钢托板+金属菱形网”支护，锚杆规格为Ф20 mm×2500 mm，钢托板规格为BHW450×280×5 mm，使用150 mm×150 mm×12 mm 钢托板做垫片，第一排支护距顶板500 mm，间排距1200 mm×1000 mm。

（9）机道维护。支架座箱内主顶梁下支设2根直径大于200 mm 的木柱，在座箱前方主顶梁下支设液压单体支柱，每组支架支设1 根。

（10）两巷补强支护。在进、回风顺槽停采线里13 m、停采线外19.5 m，共32.5 m 采用组合锚索进行顶板补强支护，沿走向交错布置两排，间排距为5000 mm×2000 mm，托板规格为600 mm×600 mm×16 mm 三孔钢板，锚索为三根Φ21.8 mm×10 300 mm。两巷各布置14组，共28组。

（11）停采支护结束，硬化机道，安装回柱绞车。

5 支护效果分析及改进

（1）通过对8102 工作面停采支护进行优化与实践，工作面从开始上网至全部支护施工完毕，共用时12 d，比以往同盘区工作面平均耗时节省6 d，支护材料和人工费用共计节省70.6 万元。从停采后的现场效果来看，顶板及两巷超前区段完整性较好，未发现支护破坏及顶板软脱下沉等情况发生。

（2）从工作面撤退现场分析，支架主顶梁上方第一排“工字钢+锚索”支护效果较好，第二、三排“工字钢+锚索”支护作用有限。改进方案：利用铁丝捆绑固定第二排工字钢，不施工锚索；第三排工字钢直接优化去掉，进一步减少停采时间，提高停采效率。

（3）停采支护时，钢丝绳和柔性纤维网独立进行安设，既增加了施工难度，又增加了施工时间。改进方案：铺设柔性纤维网前将钢丝绳编入网中，形成钢丝绳纤维网，上网后钢丝绳两端再进行固定，支护效率会大大提升。