综放工作面松软煤体条件下停采支护技术与实践
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作者: 王冬波
【摘 要】 同煤国电同忻煤矿石炭系3～5#煤体较松软， 8106工作面停采支护方法主要是“钢带+锚杆”、“工字钢梁+锚索”、组合锚索和顶板铺金属网，但由于煤体松软、顶煤破碎、煤壁片帮深，支护工作难以正常进行。为了解决以上问题，采取了“煤体注固化剂+煤壁穿钢针”、加打带工字钢角锚索和顶锚索、空顶处采用煤体充填材料充填等方法，使松散煤体粘结成为整体，控制住了顶板和片帮，实现了安全停采，保证了设备安全撤退。
【关键词】 综放工作面停采 松软煤体固化 煤壁穿钢针
1 工作面概况
1.1 工作面地质概况
该工作面主采煤层为石炭二叠纪3～5#煤层，走向长度为1731.2～1738.4m，平均1734.8m，可采走向长度为1479m，工作面倾斜长度为200m。采高3.9m，平均放顶煤厚度11.08m，采放比1：2.9。
煤层结构为复杂结构，含4～10层夹石。
本面上覆为煤峪口矿侏罗系9、11、14号煤层采空区，与该层间距为125m～140m。
1.2 工作面巷道情况
本工作面为一进两回三巷布置，2106巷为进风运煤巷，5106巷为回风运料、运人巷，两巷均沿煤层底板掘进；8106工艺巷为回风及抽放瓦斯巷工艺巷沿煤层顶板开掘。支护方式为“锚杆+钢带”和“锚索+工字钢梁”与护网和喷浆。巷道规格为：
2106巷：宽×高=5.3m×3.9m
5106巷：宽×高=5.3m×3.6m
8106工艺巷：宽×高=×3.6m×2.7m
1.3 工作面设备及采煤工艺
本工作面采用单一走向长壁后退式综合机械化低位放顶煤开采的采煤方法，用Eickhoff SL-500AC型采煤机落煤、装煤，42×1000×268AFC 2×1050KW TTT型前部刮板运输和42×1250×268AFC 2×1050KW TTT型后部刮板运输机运煤，ZF15000/ 27.5/42型低位放顶煤支架支护顶煤、顶板。
采煤工艺：采煤机斜切进刀→割煤→移架→推前溜→放顶煤→拉后溜，此为一个正规循环，照此往复不断割煤。采煤机采用双向割煤法。采煤机进刀采用在工作面两端头斜切割三角煤进刀法。放煤采取一刀一放间隔多轮折返放煤方法，工作面正常时，两端头过渡支架处不放煤，即头三尾四架不放煤，其它地点全部放煤，见矸关窗。
支架布置：全工作面共布置118架支架，头1#为端头支架，头2#、3#、4#和尾115#、116#、117#、118#为过渡支架，其它为中间支架，相邻支架中心距为1.75m。工作面最大控顶距为6455mm，最小控顶距5655mm，端面距340mm。
液压支架技术参数：（如表1）
1.4 顶底板情况：（如表2）
2 停采期间工作面状况
（1）距停采线前100多米，工作面煤体一直松软破碎，周期来压频繁、压力大、来压持续时间长、影响宽度大（10#～100#支架），机道顶煤十分破碎，机道煤体片帮严重。为了寻找顶煤较完整、煤体较坚硬的位置进行停采，继续向前推进超过原定停采线铺网线12.8米，但机道顶煤仍较破碎、片帮煤还很严重，经过现场查看和分析，即使再向前推进也难以找到煤体完全转好的情况，最后选择顶煤多处相对较完整和煤壁多处相对片帮少的位置进行停采支护，决定了停采铺网线。
（2）本面外部为同忻矿第二瓦斯抽放峒室，峒室处在5106巷和2106巷煤体之间。为了保证与瓦斯抽放峒室留有安全的保护煤柱，确定原停采线距峒室相距260米，故即使工作面煤体松软、顶煤破碎、片帮煤大，也不能继续向前过多地推进，只能采取注入煤体固化剂和充填剂、煤体中穿钢针、补强支护、调整采煤工艺等方法进行强行停采。
3 煤体破碎、片帮大原因分析
（1）煤体本身的结构是关键因素。煤层赋存成波浪状，粘结性差，无稳定的层面。
（2）周期来压频繁、压力大，持续时间长，使煤体受力破碎更加松散。由于煤体受压，使得煤体中存在裂隙较多，煤体较软，煤体中节理裂隙发育，破坏其整体性，降低了内聚力，易引起煤体沿节理裂隙面破坏，导致片帮。
（3）片帮大，机道空顶面积大，煤壁支承压力前移，机道顶煤和煤壁破碎带前移。片帮诱发机道冒顶，机道冒顶支架接顶不良，煤壁承受压力增大，从而加剧了片帮，形成恶性循环。
（4）要想控制机道顶板，必须控制煤壁片帮。这就是以下所采取措施的着眼点。即从固化机道煤体入手，来控制煤壁片帮，进而控制顶板的完整性。
4 采取的措施
（1）顶煤破碎、片帮大，优化采煤工艺，强化顶板管理。从采煤工艺上，割煤时采用“单向割煤”法，移架采用“超前二次移架”法，放慢割煤速度、缩小支架追机距离，及时支护机道顶板，最大限度地减少机道漏煤。
由原来的双向割煤，变为从尾向头割实煤、从头向尾返空刀的单向割煤。支架超前二次移架，及时护住机道顶煤和煤帮。
合理地选择支架后摆梁摆起高度并将后插板伸出到最大位置，使支架后部放煤口减到最小，控制支架后方顶煤不流入后部运输机，可缓减顶板压力，有利于顶板管理。
（2）初次上网方法，使用“压钢管挂网”法，完成了顶煤破碎区初始挂网。开始铺网时，由于工作面中部顶煤破碎，无法按设计要求进行打固网钢带和锚杆，使用了6米长2寸钢管“压管挂网法”，保证了初步上网的成功。
（3）在原定停采支护方案的基础上，机道煤壁穿钢针，控制机道顶板，效果明显。在工作面机道顶煤破碎处，沿顶板垂直煤壁穿入φ42-4×1.5m的高强度螺旋钻杆钢针，每个支架穿4～5根钢针，并配合注入煤体加固剂，有效地固化了煤体，控制住了机道顶板。注入了“永固S”煤体加固剂，保证了顶煤的相对完整性、减轻了机道煤体片帮程度，为停采打钢带锚杆和工字钢锚索创造良好的条件，是工作面停采支护所采取的关键措施之一。 （4）机道顶煤破碎处和片帮地点，补打了角锚索和顶锚索，增加了支护密度、强度和深度，有效地控制了破碎顶板。在机道补打了角锚索，在顶板补打了补强锚索，补强锚索使用φ21.8×8.3m锚索带0.6m长11#工字钢，取得了明显的效果。
（5）局部空顶处，注入充填剂。在空顶处注入了罗克休煤体充填剂，保证了支护接顶，控制住了漏煤。
5 应用情况
5.1 煤体注固化剂
（1）固化剂材料：永固S浆料，此产品为山东固安特工程材料有限公司生产，“永固S”属加固型材料，主要针对井下破碎煤、岩体加固，有效防止片帮、冒顶、工作面垮落等危险的发生和治理。此产品分A、B 料按1：1配制注入。
（2）注浆孔布置：从工作面距停采线12米时开始注入。第一轮注浆，沿煤壁每10米布置一个孔，孔径￠42mm，距底板3.5米，与水平面呈10～15度角度倾斜向上垂直煤壁方向打孔，孔深7米，用专用封孔器封孔，每孔注浆1.5吨；第二轮注浆，推进两个循环（1.6米）后，与第一轮注浆孔间隔打孔。之后每推进两个循环注一次浆，共注入浆5轮。
（3）注浆前后效果比较：
注浆前：顶煤破碎，无法铺网和打支护孔；煤体松散片帮深1.5米左右；机道顶煤易垮落形成漏顶空洞，支架不能接顶，锚杆和锚索支护不能接顶。作业时安全系数低。
注浆后：破碎煤体相互粘结成整体，顶板相对完整，片帮减小，便于铺网和打支护，锚杆和锚索支护及支架接顶情况大大改善，提高了作业时的安全性。
5.2 煤壁穿钢针
只注入煤体固化剂，顶板仍难以固化成整体顶板层面。故沿机道煤壁距底板3.8米高，每架支架前方穿入4～5根钢针，钢针规格为φ42-4×1.5m的高强度螺旋钻杆钢针，钢针间距为0.4米，钢针穿入煤壁深度为5.5米，外露0.5米，钢针与煤壁垂直布置。
穿钢针之后，及时注入煤体固化剂，煤体固化剂渗透在钢针周围与煤体形成一个完整的层面，这样就形成了一个人工固化顶板稳定层面，保证了支护和支架接顶。
5.3 机道打角锚索和顶板打补强锚索
（1）通过注煤体固化剂和穿钢针后，局部地点仍不能控制破碎顶板和片帮时，先将金属网铺好，在机道煤壁顶角处，距底板3.9米高倾斜向上打带0.6米工字钢锚索，锚索规格为φ21.8×8.3m锚索，控制机道局部顶煤和片帮煤漏下。
（2）对于顶板局部漏顶高冒点，及时补打带0.6米长工字钢的顶锚索，锚索规格为φ21.8×8.3m或φ21.8×10.3m。
6 实施效果
（1）要顶煤破碎、煤体松软、片帮严重的情况下，施工锚杆孔和锚索孔时，打眼夹杆，锚杆或锚索难以插入孔内，锚固失败，锚固力达不到要求等，支护工作难以进行。
（2）通过采取煤体固化、穿钢针、补强角锚索和顶锚索等综合措施，并通过优化采煤工艺及时护帮、护顶，使松软煤体趋于完整，提高了打支护的速度，提高了支护质量，最终完成停采支护工作，保证了设备安全撤退。
（3）按计划时间完成了停采支护工作，为工作面停采后撤设备和采空区的正常封闭赢得了时间，避免了采空区煤炭自燃发火。
7 结语
松软煤层放顶煤工作面，在停采时一定会遇到顶煤破碎、煤体片帮大的情况，停采支护工作难以进行。通过同忻矿8106工作面在松软煤体情况下停采过程中取得的成功经验，采取“一优三强”的松软煤层控制方法，即“优化采煤工艺”、“强支护”、“强控制”、“强固化”的方法，有很好的借鉴价值。
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