段浩龙

（1.太原理工大学矿业工程学院矿业工程专业，山西 太原 030024；2.同煤集团地煤运销公司，山西 大同 037000）

在传统工作面设计中，将工作面停采位置距离定位固定值作为回采面固定停采线，实际生产中均按此停采线规定距离停采搬家撤退。一般情况下，我矿近距离煤层下回采面停采线与上覆工作面停采线内错20 m，这种传统停采线位置的确定是经验型的。随着开采年代的逐渐增加，我矿可采储量正在逐渐减少，并且多数为近距离煤层。为了能够实现高效回采，我矿经过多次研究停采支护方案，总结经验，最终确定了内错6 m布置停采线的可行性，成功维护了巷道顶板，保证了回采撤退的安全并极大地提高了回采效率。

图1 岩层综合柱状图

1 14#408盘区8803工作面概况

某矿8803工作面走向长度585.8 m，倾斜长度135 m，可采长度462 m，回采煤层平均厚度2.6 m，倾角平均3°。本面东南为14#408盘区巷，西北部为矿界，东北为14#8801面（已回采），西南14#层未开拓。本面北部有后所沟2#井11#层巷道，与上覆12#8803面的层间距2.6～14.2 m，平均8.2 m，与11#8614面层间距为27 m。直接顶为粉细砂岩互层，局部含煤线，平均厚度8.2 m。岩层柱状图见图1.

工作面运输顺槽2803巷为矩形断面，巷道规格：宽×高＝4.3 m×2.8 m，支护方式为“锚杆钢带＋锚索联合”支护，4排锚杆，排间距1 m×1 m，锚杆吊W型钢带；2排锚索，排间距1.4 m×3 m，锚索吊250 mm×250 mm×16 mm方铁板。工作面回风顺槽5803巷为矩形断面，巷道规格：宽×高＝3.8 m×2.8 m，支护方式为“锚杆钢带＋锚索联合”支护，4排锚杆，排间距0.9 m×1 m，锚杆吊W型钢带；2排锚索，排间距1.3 m×3 m，锚索吊250 mm×250 mm×16 mm方铁板。

2 停采位置的确定

如图2所示，根据经验，工作面原始停采线位置距上覆工作面停采线20 m，后考虑到压力显现明显，不能有效地控制顶板。为了最大化回收煤炭资源，减少资源浪费，将停采线前移14 m，便于工作面停采工作的开展。

图2 停采位置设计

根据相似煤层条件开采经验，停采线位置确定为与上覆工作面停采线内错15～20 m，停采时工作面压力显现比较明显，不仅给安全生产带来了隐患，而且回采长度的减少还造成了煤量的浪费。

3 支护方案的研究

3.1 停采线距上覆停采线20 m支护方案

支架前梁端距停采线5.4 m时，在支架前梁上距前梁端0.4 m布置一排钢梁平行于工作面。当支架前梁端距停采线4.0 m时，布置第二排钢梁，两排钢梁间距为1.4 m，接头交错布置，重叠0.5 m，钢梁所用规格为4 m长工字钢，且无弯曲断裂现象。当支架前梁端距停采线3.6 m时，在工作面机道上距支架前梁端0.2 m布置一排锚索，要求锚索布置在两个支架前探梁的缝隙处（为避免向前拉架时将锚索破坏），锚索间距为3.0 m。上述布置从中部依次向两端进行，锚索规格为￠17.8 mm×4 000 mm，托板规格为250 mm×250 mm×16 mm，树脂为MSK-2360，锚索索具为KM-18。

扩机道第一个循环结束后，立即在裸露的机道顶板距支架前梁端0.6 m布置一排锚栓，要求锚杆打在支架前梁正中位置，间距为1.5 m。上述布置从中部依次向两端进行，锚杆规格为￠18 mm×1 700 mm左旋螺纹钢，预应力垫片规格为200 mm×200 mm×10 mm。要求垫片必须压紧金属网。第一排锚栓支护结束后，进行第二个扩机道循环作业。待第二个扩机道循环作业完毕后，从工作面中部向两端在距前探梁端1.2 m处布置一排锚索，锚索间距为3.0 m，锚索规格为￠17.8 mm×4 000 mm，托板规格为250 mm×250 mm×16 mm。第二排锚索支护结束后，进行第三个扩机道循环作业。待第三个扩机道循环作业完毕后，即采至距前梁端2.4 m，在机道顶板距支架前探梁端1.8 m处布置第二排锚栓，布置方式及规格同第一排锚栓。停采支护如图3所示。

图3 停采支护示意图

3.2 支护效果

根据现场观察及测量，停采位置选在距上覆停采线20 m时，采取上述支护方案支护效果并不理想，顶板有下沉现象，两帮变形严重。煤帮最大变形达到1 000 mm，顶板最大下沉量约500 mm。

3.3 停采线距上覆停采线6 m支护方案

支护材料选取依然是锚索规格为￠17.8 mm×4 000 mm，锚杆规格为￠18 mm×1 700 mm左旋螺纹钢，只是在第三个扩机道循环作业完毕后，即采至距前梁端2.4 m，在机道顶板距支架前探梁端1.8 m处将第二排锚栓换成锚索，布置方式及规格同第一排锚索。停采支护剖面示意图见图4.

机道正常支护后，对于压力显现较明显的区域，进行吊挂垂直钢梁加固，共计备用30根，锚索规格为￠17.8 mm×4 000 mm，钢梁长2.2 m，吊挂位置及间距根据现场情况确定。续后支护无特殊情况仍按原支护方式支护。

图4 方案变更后停采支护剖面示意图

工作面机道支护完全结束后，在工作面尾端头处支设3处堆柱，堆柱间距1.5 m，头端头从切顶线向外支设木垛一个，垛木用1 500 mm×120 mm×200 mm长方木料，确保两端头支护可靠、牢固。巷道超前支护在工作面停采后，两巷超前支护改为吊三眼钢梁支护：皮带巷12根，间距2 m，第一根梁吊在工运机头上方，距支架前梁不大于30 cm。要求吊挂钢梁时补顶网。回风巷10根，间距2 m，第一根梁吊在工运机尾上方，距支架前梁不大于30 cm。

4 巷道矿压观测

在停采位置分别布置了3组压力表，压力表读数从初始4 Mp变到6 Mp，之后10天一直保持不变，压力表读数变化曲线图如图5所示，通过分析压力表变化曲线，充分说明巷道压力显现不明显，停采支护起到了很好的维稳作用。

图5 压力表读数随时间变化曲线图

5 结论

近距离煤层停采线内错6 m支护方案的改进削弱了停采工作面机道压力显现，极大地提高了停采工作面搬家撤架的安全性，同时更重要的是，提高了采煤工作面的回采率，有效减少了煤炭的浪费。近距离煤层停采线位置的确定及支护方案的研究为以后综采工作面停采方案的确定提供了很好的参考及依据。