王志強(qiáng)，王樹帥，蘇澤華

（1.中國礦業(yè)大學(xué)（北京） 能源與礦業(yè)學(xué)院，北京 100083； 2.中國礦業(yè)大學(xué)（北京） 共伴生能源精準(zhǔn)開采北京市重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室，北京 100083；3.中國礦業(yè)大學(xué)（北京） 煤炭安全開采與地質(zhì)保障國家級(jí)實(shí)驗(yàn)教學(xué)示范中心，北京 100083）

0 引 言

我國地下開采中，階段劃分主要以采區(qū)布置為主。 在采區(qū)生產(chǎn)過程中，為了保護(hù)采區(qū)上山，要留設(shè)上山保護(hù)煤柱。 在采區(qū)最后1 個(gè)走向工作面回采結(jié)束后，一般要對上山保護(hù)煤柱進(jìn)行采出，提高煤炭資源采出率［1-2］。 采區(qū)回收上山保護(hù)煤柱主要有2 種方法：①采區(qū)最后1 個(gè)走向工作面推至終采線，停止推進(jìn)，利用回撤通道，對液壓支架等設(shè)備進(jìn)行回撤，待設(shè)備搬家結(jié)束后布置煤柱回收工作面進(jìn)行開采［3-4］；②工作面直接推透采區(qū)上山，采用旋轉(zhuǎn)90°的工藝，對上山煤柱工作面進(jìn)行回收［5］。 但這2 種方法都存在一定問題。 第1 種方式存在的問題有：①采出率問題，采區(qū)走向工作面終采線，一般要與采區(qū)上山之間留設(shè)20～40 m 的護(hù)巷煤柱，此部分的煤柱在上山保護(hù)煤柱回收的過程中無法對其進(jìn)行回收，成為永久損失煤柱，造成大量煤炭損失；②支架回撤巷道工程量大、支護(hù)成本高、搬家周期長。 現(xiàn)有支架回撤工藝主要有3 種：無預(yù)掘回撤通道、預(yù)掘單回撤通道和預(yù)掘雙回撤通道。 無預(yù)掘回撤通道［6］：搬家費(fèi)用低，但搬家時(shí)間長，巷道維護(hù)成本增加；工作面前方頂板易冒落，煤壁易片幫，安全性較差；回撤空間狹小，搬家速度受到限制，管理難度大。 預(yù)掘單回撤通道［7］：需要較大的通道斷面，在采動(dòng)影響下，維護(hù)難度大。 預(yù)掘雙回撤通道［8-9］：可提高工作效率，縮短回撤時(shí)間，但該技術(shù)掘進(jìn)巷道工程量大，材料消耗最多；需要留煤柱，浪費(fèi)大量資源，回撤巷道經(jīng)受動(dòng)壓影響難維護(hù)。 上述無論哪種回撤方式，回撤通道都與上山之間留設(shè)護(hù)巷煤柱，造成資源損失，且在整個(gè)搬家周期，設(shè)備不能發(fā)揮作用，煤柱回收工作面不能正常開采，整個(gè)采區(qū)沒有產(chǎn)量指標(biāo)，增加了生產(chǎn)時(shí)間成本。 第2 種方式存在的問題包括：①煤柱損失問題，工作面旋轉(zhuǎn)工藝會(huì)造成上山一側(cè)存在邊角塊段無法回收；②工藝復(fù)雜，設(shè)備損耗大。工作面采用旋轉(zhuǎn)工藝時(shí)，下端支架原地轉(zhuǎn)向，從下至上不斷增加推進(jìn)距離，要求長期保持工作阻力支撐頂板，在載荷較大的情況下，易損害設(shè)備；③旋轉(zhuǎn)時(shí)間長，長時(shí)間的旋轉(zhuǎn)工藝帶來上山或大巷頂板維護(hù)與采空區(qū)自然發(fā)火等安全問題。

基于上述2 種采出方法存在的問題，結(jié)合梧桐莊礦2 號(hào)煤層三采區(qū)地質(zhì)生產(chǎn)情況，提出了工作面回采與支架回撤協(xié)同作業(yè)新技術(shù)：最后1 個(gè)走向工作面無煤柱貫通采區(qū)上山，利用支架對上山留巷，使其作為煤柱采出工作面的回采巷道；在煤柱工作面推至留巷段，邊推進(jìn)工作面邊回撤支架，此時(shí)上山又作為支架的回撤通道，實(shí)現(xiàn)了采區(qū)上山的“一巷三用”，使工作面回采與支架回撤協(xié)同進(jìn)行，增加了采區(qū)的采出率、縮短了采區(qū)工作面銜接和支架回撤時(shí)間，簡化了煤柱采出和支架的回撤工藝。

1 工程概況

梧桐莊2 號(hào)煤層厚度3.32 ～3.48 m，平均厚度3.4 m，傾角0°～26°，平均11°，埋深約為500 m，煤的密度為1.35 t/m3。 梧桐莊2 號(hào)煤層三采區(qū)，在收尾階段只剩182312 走向長壁工作面（簡稱312 工作面）和182312 外煤柱回收工作面（簡稱312 外工作面）。312 工作面開采結(jié)束后，要對312 外工作面進(jìn)行回收。312 工作面位于三采區(qū)北部，是三采區(qū)最后1 個(gè)走向工作面。 312 工作面由于開采原因，并非規(guī)則的長壁工作面。 其推進(jìn)長度572 m，傾向長度由150 m 變?yōu)?80 m，最后增加到195 m，平均采高3.4 m。

三采區(qū)已回采完畢的走向工作面，在末采時(shí)均與上山之間留設(shè)平均寬度30 m 的護(hù)巷煤柱，且支架回撤采用預(yù)掘雙回撤通道方式，雙回撤通道之間平均保留寬20 m 煤柱，僅單一工作面在上山一側(cè)即需留設(shè)寬度50 m 保護(hù)煤柱，無法采出。 兩回撤通道之間每隔25 m 開掘1 條聯(lián)絡(luò)巷，增加了巷道工程量。若采用第1 種上山煤柱回收方式，312 工作面末采工藝將與已回采完畢的工作面相同，末采及支架回撤如圖1 所示。

圖1 工作面末采及支架回撤示意Fig.1 Diagram of end working face and withdrawal of bracket

312 工作面在末采期間長度平均為190 m，采用上述末采工藝，僅1 個(gè)工作面造成的煤炭損失約為4.36 萬t。 工作面長度190 m，雙回撤通道長度即為380 m，聯(lián)絡(luò)巷長20 m，每隔25 m 布置1 條，共計(jì)需要7 條聯(lián)絡(luò)巷總計(jì)140 m，即為了實(shí)現(xiàn)設(shè)備回撤，需要提前布置共計(jì)520 m 長的巷道，巷道掘進(jìn)與維護(hù)費(fèi)用以已回采完畢的工作面費(fèi)用5 000 元/m 計(jì)算，需260 萬元。 此方法造成大量煤炭損失，費(fèi)用高昂，因此需要改進(jìn)工作面回采及支架回撤方案。

2 工作面回采與支架回撤協(xié)同作業(yè)技術(shù)

針對傳統(tǒng)采區(qū)工作面銜接及支架回撤存在的問題，結(jié)合梧桐莊2 號(hào)煤層三采區(qū)工程情況，提出的工作面回采及支架回撤協(xié)同作業(yè)新技術(shù)。 在312 工作面回采過程中完成312 外工作面生產(chǎn)系統(tǒng)，312 工作面貫通三采右翼出煤巷（簡稱出煤巷），利用支架對三采右翼出煤巷進(jìn)行留巷，在312 外工作面推至支架留巷段，邊推進(jìn)工作面邊回撤支架。

走向工作面在貫通出煤巷的過程中，對巷道變形、煤柱應(yīng)力、頂板來壓等礦壓顯現(xiàn)規(guī)律了解不充分，或采取的礦壓調(diào)節(jié)措施不合理，易造成巷道變形量大甚至塌陷、煤柱應(yīng)力升高導(dǎo)致煤體破碎、頂板突然來壓造成壓架等事故［10］。 因此，312 工作面貫通出煤巷前，應(yīng)對煤柱及出煤巷的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律和礦壓調(diào)節(jié)機(jī)制進(jìn)行分析，同時(shí)在貫通前完成掛繩鋪網(wǎng)工作及出煤巷的巷內(nèi)錨索補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)，保證工作面的安全和出煤巷的穩(wěn)定。

312 工作面貫通出煤巷后，利用支架對出煤巷進(jìn)行留巷，支架阻力高，抗壓能力大，可縮性好，是良好的巷旁支護(hù)［11］，但支架通風(fēng)面積大，需要采取防漏風(fēng)措施；同時(shí)對支架留巷段增加相應(yīng)補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)［12］，保證出煤巷和支架的穩(wěn)定性。 支架留巷完成后，對312 外工作面進(jìn)行回采，在312 外工作面推至支架留巷段，要制定合理的工作面回采和支架回撤的協(xié)同作業(yè)方案，保證312 外工作面正常推進(jìn)，及液壓支架的跟面回撤。

3 走向工作面末采關(guān)鍵技術(shù)

312 走向工作面在貫通出煤巷之前，要對工作面與出煤巷間的剩余煤柱荷載及應(yīng)力變形規(guī)律進(jìn)行研究，確定合理的讓壓煤柱寬度；要分析基本頂不同斷裂形式及其相應(yīng)讓壓措施，使其在合理位置斷裂，避免工作面貫通過程中頂板再次來壓；在貫通前完成出煤巷巷內(nèi)補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)和采空區(qū)防漏風(fēng)措施，為支架留巷完成事先準(zhǔn)備工作，保證工作面的安全貫通和出煤巷的圍巖穩(wěn)定。

3.1 讓壓煤柱留設(shè)寬度確定

3.1.1 剩余煤柱應(yīng)力分布

工作面在推進(jìn)過程中，在前方煤體內(nèi)會(huì)形成超前支承壓力影響區(qū)，在支承壓力影響區(qū)內(nèi)，由工作面煤壁到煤體深部，會(huì)分為破碎區(qū)、塑性區(qū)和彈性區(qū)［13］。而巷道在開挖的過程中，也會(huì)在兩側(cè)煤體內(nèi)形成側(cè)向支承壓力影響區(qū)，由巷道幫部至煤體深部，也會(huì)依次分為破碎區(qū)、塑性區(qū)和彈性區(qū)。 工作面前方及巷道側(cè)向支承壓力在煤柱上方的分布如圖2 所示。

圖2 煤柱上方應(yīng)力分布Fig.2 Distribution of pressure above pillar

3.1.2 支承應(yīng)力峰值影響范圍

圖3 為工作面前方支承應(yīng)力分布，由圖3 知，支承應(yīng)力峰值影響范圍為破碎區(qū)與塑性區(qū)范圍之和，而破碎區(qū)和塑性區(qū)統(tǒng)稱為極限平衡區(qū)，極限平衡區(qū)寬度x0計(jì)算公式如下：

式中：M為采高，取3.4 m；K為應(yīng)力集中系數(shù)；ρ為頂板密度，取2.5 t/m3；h為煤層埋深，取500 m；φ為煤層內(nèi)摩擦角，取19°；c為煤層黏聚力，取3.7 MPa。

當(dāng)工作面前方超前支承應(yīng)力與巷道側(cè)向支承應(yīng)力峰值疊加時(shí)，煤柱應(yīng)力達(dá)到最大值，此時(shí)疊加的應(yīng)力峰值影響寬度B為

由相鄰已回采結(jié)束的工作面在回采過程中礦壓顯現(xiàn)規(guī)律得知，最大應(yīng)力集中系數(shù)為2.8。 因此，得出應(yīng)力峰值疊加區(qū)域?qū)挾葹?.2 m。 在貫通前，為了保證煤柱和上山的穩(wěn)定性，留設(shè)煤柱寬度不得小于7.2 m。

圖3 工作面前方支承應(yīng)力分布Fig.3 Distribution of advance abutment pressure in working face

3.1.3 工作面煤柱載荷分析

工作面在推進(jìn)過程中，在采空區(qū)上方會(huì)形成壓力拱［14］，隨著工作面不斷推進(jìn)，在工作面上方的壓力拱會(huì)不斷地隨著工作面移動(dòng)。 在工作面末采階段，作用在煤柱上的力，分為2 個(gè)部分，一是隨著工作面向前推進(jìn)，在工作面處呈拱后，上方巖體作用在煤柱的力F1；二是出煤巷在開挖過程中，在頂板上方形成壓力拱后上方巖體作用在煤柱的力F2［15］。上部載荷作用于煤柱上，將發(fā)生與水平面成角度45°+φk/2 的破裂面［16］，力學(xué)模型如圖4 所示。

工作面壓力拱轉(zhuǎn)移到煤柱的載荷F1為［17］

式中：D為支架控頂距，最小為3.95 m，最大為4.65 m；φk為基本頂內(nèi)摩擦角，為26.9°。

同理，出煤巷開挖形成的壓力拱轉(zhuǎn)移到煤柱的載荷F2為

圖4 留設(shè)煤柱兩側(cè)冒落拱示意Fig.4 Diagram of pressure arch on both sides of retained coal pillar

式中：a取4.2 m；b為上山高度，取3 m。

作用在工作面煤柱上的總荷載F為

可得工作面煤柱的平均應(yīng)力為

煤柱極限強(qiáng)度依據(jù)比涅烏斯基（Bieniaski）煤柱強(qiáng)度計(jì)算公式［18］，即

其中：σc為煤柱單軸抗壓強(qiáng)度。 當(dāng)煤柱平均應(yīng)力達(dá)到極限強(qiáng)度時(shí)，煤柱處于極限平衡狀態(tài)，即

即可得到煤柱保護(hù)煤柱最小留設(shè)寬度B。 代入本礦數(shù)據(jù)，得：

W1＝8.0 m，W2＝7.8 m，B＝6.6 m（最小控頂距）

W1＝8.6 m，W2＝7.8 m，B＝7.7 m（最大控頂距）

結(jié)合3.1.2 工作面超前支承壓力與上山側(cè)向支承壓力應(yīng)力峰值疊加區(qū)寬度7.2 m，及在壓力拱載荷作用下不同控頂距計(jì)算得煤柱寬度6.6 ～7.7 m，最終確定工作面末采讓壓煤柱為8 m。

3.2 工作面讓壓調(diào)節(jié)機(jī)制

3.2.1 基本頂斷裂形式

312 工作面在貫通前，需要根據(jù)基本頂不同斷裂形式采取相應(yīng)礦壓調(diào)節(jié)措施。 根據(jù)基本頂斷裂位置與出煤巷的位置關(guān)系，基本頂最后1 次斷裂主要3 種形式［10，19］，如圖5 所示。

1）如圖5a 所示，基本頂最后1 次斷裂在出煤巷左側(cè)實(shí)體煤內(nèi)靠近非開采幫位置。 在該位置斷裂，在剩余煤柱、工作面液壓支架及采空區(qū)矸石的支撐作用下，貫通后基本頂移動(dòng)變形得到一定程度的控制；但基本頂?shù)膿隙燃盎剞D(zhuǎn)變形會(huì)使工作面支架一直維持在較高阻力。

圖5 基本頂斷裂位置Fig.5 Fracture forms of basic top

2）如圖5b 所示，基本頂最后1 次斷裂位置在出煤巷上方。 在此位置斷裂，出煤巷上部頂板巖體平衡狀態(tài)被破壞，出煤巷變形量大，且極難維護(hù)，極易發(fā)生壓架事故。

3）如圖5c 所示，基本頂最后1 次斷裂位置在工作面與出煤巷之間的煤柱上方。 在此位置斷裂，工作面在貫通后，出煤巷上部頂板未發(fā)生斷裂，頂板完整，易于維護(hù)，且完整頂板承受上覆巖體荷載，支架工作阻力維持在較低水平，支架壓縮量較小，有利于設(shè)備的完好性和上山的穩(wěn)定。

3.2.2 基本頂合理斷裂位置

由上述分析第3 種斷裂形式最合理，此種斷裂形勢最合理位置距出煤巷左幫距離［19］，即

式中：l為斷裂位置距出煤巷左幫距離，m；w1為出煤巷寬度，m；w2為工作面末采階段支架控頂距，m；w3為采煤機(jī)超出支架控頂范圍，m。

三采右翼出煤巷寬度為4.2 m；工作面末采階段支架控頂距為4.6 m；采煤機(jī)超出支架控頂范圍為0.6 m，由式（12）計(jì)算得出l為9.4 m，即距出煤巷左幫9.4 m 時(shí)為基本頂最合理斷裂位置。

3.2.3 貫通前讓壓措施

在得出基本頂合理斷裂位置后，需要對不同的斷裂形式采取合理的調(diào)節(jié)措施對礦壓進(jìn)行最后1 次調(diào)整，使基本頂在合理位置附近斷裂，避免貫通期間頂板再次來壓，保證出煤巷穩(wěn)定性。 最常用的礦壓調(diào)節(jié)措施是改變工作面推進(jìn)速度［20］：推進(jìn)速度加快，頂板在預(yù)斷裂位置達(dá)不到充分移動(dòng)變形，因此斷裂位置會(huì)向工作面前方轉(zhuǎn)移；推進(jìn)速度變慢，頂板在到達(dá)預(yù)斷裂位置前便發(fā)生充分移動(dòng)變形，提前斷裂。

基本頂平均周期來壓步距為17 m，判斷出基本頂最后1 次預(yù)斷裂位置距離出煤巷左幫的距離約為8 m，超前最合理斷裂位置1.4 m。 因此在貫通前采取工作面液壓支架高阻力停采讓壓，讓壓時(shí)間為16 h，即檢修班和早班進(jìn)行等壓，使頂板充分變形，使斷裂位置后移至最合理位置左右，基本頂斷裂后繼續(xù)保持支架阻力，快速推過，直至貫通出煤巷。

3.3 貫通出煤巷前支架留巷的準(zhǔn)備工作

3.3.1 出煤巷巷內(nèi)補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)

工作面在貫通出煤巷前，要對出煤巷進(jìn)行巷內(nèi)補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)，防止出煤巷因應(yīng)力升高而發(fā)生冒頂、片幫等事故，保證出煤巷的穩(wěn)定性。

圖6 為出煤巷基本支護(hù)示意。 頂板采用?20 mm×2 400 mm 錨桿6 根，間排距800 mm×800 mm，兩側(cè)的錨桿向巷幫側(cè)傾斜15°。 錨索采用?21.6 mm×7 000 mm 左旋鋼絞線，配合3 m 長的16 號(hào)槽鋼，共打設(shè)兩排，距鄰近幫均為1 300 mm，間距1 300 mm；幫部安設(shè)?18 mm×2 000 mm 錨桿4 根，間排距800 mm×800 mm，最上部錨桿距離頂板0.2 m，向頂板側(cè)旋轉(zhuǎn)15°，最下部錨桿向底板側(cè)旋轉(zhuǎn)30°。

隨著工作面不斷向出煤巷移近，出煤巷會(huì)逐漸受到工作面超前支承應(yīng)力影響，考慮到一定的距離安全系數(shù)，工作面在實(shí)際生產(chǎn)過程中，在超前上山50 m 前完成了出煤巷巷內(nèi)補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)。 巷內(nèi)補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)采用錨索槽鋼支護(hù)，沿巷道方向打設(shè)3 排錨索，即在原有支護(hù)基礎(chǔ)上沿巷道中線增設(shè)1 排錨索，間距為1.3 m，加固長度205 m。 錨索規(guī)格為?21.6 mm×7 000 mm，配合3 m 長16 號(hào)的槽鋼，每根錨索配錨固劑CK2352 一卷、K2352 兩卷，錨索預(yù)緊力不小于150 kN，錨索外露長度150 ～250 mm，巷內(nèi)補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)方案如圖7 所示。

圖6 基本支護(hù)斷面示意Fig.6 Roadway support section

圖7 巷內(nèi)補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)平面Fig.7 Floor plan of reinforcement support in roadway

3.3.2 掛繩鋪網(wǎng)配合風(fēng)筒布

工作面在末采期間，為增加頂板的穩(wěn)定性，進(jìn)行掛繩鋪網(wǎng)工作；工作面在貫通出煤巷后，利用支架留巷，而支架間的通風(fēng)面積大，因此要在掛繩鋪網(wǎng)期間配合風(fēng)筒布，防止采空區(qū)后方漏風(fēng)。 從距終采線14 m 位置處開始鋪網(wǎng)掛繩，共掛設(shè)16 道鋼絲繩：第1 道與第2 道間距2 m，第2 道與第4 道間距1.2 m，第5 與第16 道間距0.6 m；距終采線14～2.4 m 頂板鋪設(shè)4 層網(wǎng)，距終采線2.4 m～終采線范圍內(nèi)鋪設(shè)單層網(wǎng)。

圖8 掛繩上網(wǎng)配合風(fēng)筒布施工Fig.8 Construction drawing of lanyard internet with air duct cloth

在鋪設(shè)頂網(wǎng)期間，在距終采線13 ～2.4 m（共10.6 m）鋪設(shè)風(fēng)筒布，風(fēng)筒布鋪設(shè)在2 組塑料網(wǎng)之間，連接時(shí)長短邊均采用搭接的方式，搭接后，采用縫合配合膠水粘的方式將2 個(gè)風(fēng)筒布連接在一起。圖8 為掛繩鋪網(wǎng)配合風(fēng)筒布施工現(xiàn)場。

4 煤柱回收工作面回采與支架回撤協(xié)同作業(yè)

圖9 為工作面協(xié)同開采布置示意，在312 走向工作面開采期間，布置312 外煤柱回收工作面，形成開采系統(tǒng)，在312 工作面推至出煤巷，支架留巷結(jié)束后，312 外工作面可以進(jìn)行正常回收工作。

圖9 工作面協(xié)同開采布置示意Fig.9 Schematic of working face collaborative mining

4.1 支架留巷工藝

由第3.3 節(jié)知，312 工作面在貫通出煤巷前，已完成好支架留巷的準(zhǔn)備工作：出煤巷巷內(nèi)補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)、掛繩鋪網(wǎng)配合風(fēng)筒布。 312 工作面貫通出煤巷終采線為B15′外2.4 m 到Y(jié)7 點(diǎn)外7.7 m（圖10），312 工作面支架沿空留巷范圍為B15′外2.4 m 到Y(jié)7 點(diǎn)外7.7 m，共計(jì)205 m。

圖10 312 工作面支架留巷段Fig.10 Bracket retaining section of No.312 gob-side entry

貫通后，在支架后方進(jìn)行噴漿，在回風(fēng)巷及運(yùn)輸巷端頭處打密袋墻密閉，防止采空區(qū)漏風(fēng)；同時(shí)在出煤巷內(nèi)采用單體點(diǎn)柱配合1 m 雙楔鉸接頂梁與2.8 m 直徑20 cm 去1/5 配合一面平板梁對出煤巷進(jìn)行支護(hù)。 圖11 為支架沿空留巷整體布置，圖12 為噴漿及打設(shè)單體支柱施工現(xiàn)場。

圖11 支架沿空留巷示意Fig.11 Schematic of support along empty roadway

圖12 噴漿及打設(shè)單體支柱施工現(xiàn)場Fig.12 Construction drawing and on site

4.2 312 外工作面回采及支架回撤協(xié)同作業(yè)

支架留巷完成后，312 外工作面開始回采，待312 外工作面推至留巷段處，邊回采312 外煤柱工作面邊對312 工作面支架進(jìn)行回撤，采用“邁步臺(tái)階掩護(hù)式支架拆除法”，具體協(xié)同作業(yè)方案如圖13所示。 312 外工作面回采與支架回撤協(xié)同作業(yè)如下。

1）312 工作面采用掩護(hù)式邁步支架拆除法拆除支架。 182312 外工作面推進(jìn)至沿空留巷時(shí)，將312工作面上端頭3 個(gè)支架并入到312 外工作面，并且與推進(jìn)方向一致，作為掩護(hù)支架。 掩護(hù)架共3 架，與312 外工作面支架同排布置，自采空區(qū)側(cè)到煤幫側(cè)分別為1～3 號(hào)掩護(hù)架，1 號(hào)掩護(hù)架支護(hù)對著312 工作面支架前梁與頂梁交接位置，隨著312 外工作面支架的運(yùn)動(dòng)可適當(dāng)調(diào)整位置。

圖13 支架回撤工藝示意Fig.13 Schematic of support withdrawal

2）拆除與工作面回采均采取“三八”制作業(yè)。早班進(jìn)行312 工作面拆除出架、312 外工作面檢修作業(yè)，中、夜班312 外工作面生產(chǎn)。 全天312 工作面出架3 架（4.5 m），312 外工作面推進(jìn)8 刀（4.8 m）為1 個(gè)循環(huán)。

3）早班進(jìn)行出架作業(yè)時(shí)，出第1 個(gè)支架后，將1號(hào)掩護(hù)支架前移1.5 m；出第2 個(gè)支架后，先將2 號(hào)掩護(hù)支架前移1.5 m，再將1 號(hào)掩護(hù)支架前移1.5 m；出第3 個(gè)支架后，先將3 號(hào)掩護(hù)支架前移1.5 m，再將2 號(hào)掩護(hù)支架前移1.5 m，最后將1 號(hào)掩護(hù)支架前移1.5 m。 3 個(gè)掩護(hù)架呈“臺(tái)階型”支護(hù)頂板。

4）由于312 工作面拆除與312 外工作面推進(jìn)步距不一致，3 個(gè)掩護(hù)支架的滯后距離可根據(jù)現(xiàn)場情況適當(dāng)調(diào)整，但不得大于1.5 m。

5）隨著312 外工作面的推進(jìn)，逐步將3 號(hào)、2 號(hào)掩護(hù)支架與312 外工作面支架并排拉移，直至3、2、1 號(hào)掩護(hù)支架平齊。 根據(jù)312 外工作面推進(jìn)情況，3號(hào)掩護(hù)支架可適當(dāng)超前2 號(hào)掩護(hù)支架，但超前距離不得大于0.6 m。

5 結(jié) 論

1）采區(qū)在收尾階段，要對上山保護(hù)煤柱進(jìn)行回收，針對現(xiàn)有采區(qū)最后1 個(gè)走向工作面與煤柱回收工作面開采銜接時(shí)間長、工藝復(fù)雜、煤炭采出率低以及支架回撤工程量大等問題，結(jié)合梧桐莊2 號(hào)煤層三采區(qū)地質(zhì)生產(chǎn)情況，提出了工作面回采與支架回撤協(xié)同作業(yè)新技術(shù)。

2）對312 工作面末采、支架留巷、312 外工作面回采及支架回撤協(xié)同作業(yè)技術(shù)要點(diǎn)進(jìn)行了分析研究；①312 工作面末采階段，確定了讓壓煤柱尺寸、基本頂合理斷裂位置、讓壓措施及支架留巷準(zhǔn)備工作；②利用支架留巷，保持出煤巷穩(wěn)定性，使其作為312 外工作面的回采巷道；③在312 工作面回采期間完成312 外煤柱回收工作面的生產(chǎn)系統(tǒng)，在支架留巷完成后，312 外工作面開始進(jìn)行回采，在推至支架留巷段，采用“掩護(hù)式邁步臺(tái)階支架拆除法”，邊推邊撤，此時(shí)出煤巷又作為支架的回撤通道，實(shí)現(xiàn)了312 外工作面回采及支架回撤的協(xié)同作業(yè)。

3）三采右翼出煤巷在協(xié)同作業(yè)中，繼續(xù)作為312 外工作面回采巷道及312 工作面支架的回撤通道，實(shí)現(xiàn)了“一巷三用”；此技術(shù)實(shí)現(xiàn)了工作面回采及支架回撤的協(xié)同作業(yè)，減少了煤炭損失近4.36 萬t，節(jié)省了巷道工程長度約520 m，減少了巷道掘進(jìn)、支護(hù)費(fèi)用近260 萬元，避免了傳統(tǒng)支架回撤時(shí)工作面沒有產(chǎn)量指標(biāo)問題，技術(shù)經(jīng)濟(jì)效益良好。