CN112610218A - 厚煤层综放沿顶掘进切顶卸压自动成巷方法 - Google Patents

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CN112610218A CN202011402296.1A CN202011402296A CN112610218A CN 112610218 A CN112610218 A CN 112610218A CN 202011402296 A CN202011402296 A CN 202011402296A CN 112610218 A CN112610218 A CN 112610218A
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Abstract

涉及煤炭开采技术领域，本申请公开一种厚煤层综放沿顶掘进切顶卸压自动成巷方法，包括以下步骤：工作面计划保留巷道掘进时沿煤层顶板掘进，回采时进行超前支护和临时滞后支护，临时滞后支护装置抵接于底梁上，底梁沿留巷的走向方向铺设；在留巷采空区侧设挡矸支护装置、防侧倾装置和防陷装置，且防侧倾装置的外漏段插入预裂缝的切缝钻孔内，防陷装置与挡矸支护装置的底部固定并埋入底板煤层内。本发明，临时滞后支护装置的压力通过底梁均匀分散到留巷巷道的底板，有效防止底臌和滞后支护陷入底板中；利用挡矸支护装置、防侧倾装置、防陷装置、临时滞后支护装置和底梁实现工作面间不留煤柱，保留一条回采巷道给下一个工作面使用。

Description

厚煤层综放沿顶掘进切顶卸压自动成巷方法
技术领域
本申请总体来说涉及煤矿开采领域，具体而言，涉及厚煤层综放沿顶掘进切顶卸压自动成巷方法。
背景技术
目前我国是世界上最大的产煤国，煤炭在我国一次能源消耗中占主导地位。在我国已探明的煤炭资源储量中，厚煤层的储量约占44％，厚煤层矿井的主要开采方法为长壁式综采放顶煤开采法。但是长壁式开采方法由于需要在工作面之间留设保护煤柱，会造成煤炭资源浪费，进而导致矿井煤炭资源回收率低。厚煤层放顶煤开采由于煤层厚度较大，煤柱资源部损失更大，且由于煤柱的存在会造成煤柱上方应力集中，沿空侧巷道较容易发生冒顶、片帮、底臌等地质灾害。同时由于留设煤柱又会导致采空区上方地表和煤柱上方地表产生不均匀沉降，地表不均匀沉降地面会产生较大的张拉裂缝，会坏地表房屋、植被、破坏地表浅层地下水。
为了解决厚煤层长壁式综采放顶煤开采法，留设煤柱产生的一系列问题，无煤柱自成巷技术逐渐得到应用。无煤柱自行巷是指通过对回采巷道进行补强支护后，在巷道将要形成采空区侧进行定向预裂爆破，将顶板按照设计位置进行切缝，切缝结束后随着工作面煤层的回采，在矿山压力作用下，采空区顶板沿着预裂切缝垮落形成巷帮，利用原巷道部分空间和挡矸支护保留本条巷道，作为下一工作面的回采巷道的技术。
但对于厚煤层综采放顶煤开采方法来说，由于煤层厚度较大一般煤层厚度大于巷道高度，所以回采巷道掘进时有一种方式是回采巷道掘进时沿回采煤层顶板掘进，此时由于回采巷道上方顶板为岩层，故较容易支护，巷道掘进速度较快。但是由于沿顶掘进巷道一般底板都留有底煤，回采巷道底板一般会留存厚度不同的煤层，回采过程中回采巷道受矿山压力影响会出现较大范围的底臌。而传统的厚煤层无煤柱自动成巷方法由于采用一次采全高采煤法，回采巷道底板一般为岩层，因为未考虑回采巷道底板留有底煤底板底臌时，临时滞后支护装置倾倒或插入底板中的情况，以及挡矸支护陷入煤层底板中的情况。
有鉴于此，亟需对现有的厚煤层无煤柱自动成巷方法进行改进，以提高留巷的支护稳定性，安全稳定地保留下本工作面的回采巷道给下一个工作面回采使用。
发明内容
本申请的一个主要目的在于克服上述现有技术的厚煤层沿顶板掘进方式中回采巷道的底板支护不稳定的缺陷，提供厚煤层综放沿顶掘进切顶卸压自动成巷方法，包括以下步骤：
工作面计划留巷巷道在掘进时，沿所采厚煤层的顶板进行掘进；
超前工作面对计划留巷巷道的顶板和副帮进行补强支护；
超后补强支护结构，在留巷巷道的正帮侧顶板打切缝钻孔，然后进行定向预裂爆破，形成预裂缝；
工作面回采时进行超前支护，对超后工作面设临时滞后支护装置，所述临时滞后支护装置抵接于底梁上，所述底梁至少为一列，沿留巷巷道的走向方向铺设；在留巷采空区侧设挡矸支护装置、防侧倾装置和防陷装置，所述防侧倾装置与所述挡矸支护装置固定，且所述防侧倾装置的外漏段插入预裂缝的切缝钻孔内，所述防陷装置与所述挡矸支护装置的底部固定并埋入底板煤层内。
工作面回采完成，成巷稳定后，撤掉留巷巷道内的临时滞后支护装置，并封闭采空区，留巷完成。
根据本发明的一实施例，所述挡矸支护装置包括可伸缩U型钢、钢筋网和金属网，两根所述可伸缩U型钢通过卡兰搭接固定，并沿留巷巷道的走向方向依次间隔设置，相邻两个所述可伸缩U型钢之间利用连接杆与所述卡兰连接，所述可伸缩U型钢朝向采空区的一侧依次悬挂所述钢筋网和所述金属网，所述钢筋网和所述金属网搭接并用铁丝绑扎固定。
进一步地，所述防侧倾装置为圆钢，所述圆钢的一端伸入所述可伸缩U型钢并焊接固定，另一端插入切缝钻孔，且所述圆钢和所述可伸缩U型钢上部焊接时具有倾角，倾角角度与切缝角度相同；
所述防陷装置为钢板，且所述钢板和所述可伸缩U型钢下部水平焊接，然后现场将所述钢板连同所述可伸缩U型钢的底部埋入柱窝内。
根据本发明的一实施例，利用恒阻锚索对留巷巷道的顶板进行补强支护，利用巷帮普通锚索对留巷巷道的副帮进行补强支护，防止片帮。
进一步地，所述恒阻锚索垂直于所述顶板方向布置，沿留巷巷道的走向布设多列，临近留巷正帮侧的第一列恒阻锚索采用走向W型钢带连接，所述走向W型钢带沿留巷巷道的走向方向设置，剩余多列的相邻恒阻锚索之间采用倾向W型钢带连接，所述倾向W型钢带沿留巷巷道的横向设置。
进一步地，第一列和第二列恒阻锚索的横向间距小于剩余列恒阻锚索的横向间距。
进一步地，各列恒阻锚索交错布设，第一列恒阻锚索的排距为剩余多列恒阻锚索的排距的1/2。
进一步地，进行补强支护之前，在计划留巷巷道中每隔50m进行岩石取芯，根据在所述留巷巷道内取出的岩芯，绘制留巷巷道的顶板岩性剖面图；根据所述顶板岩性剖面图，设计定向切缝的高度、定向切缝角度和恒阻锚索长度，并根据现场爆破实验情况，根据单孔裂隙率，确定不同切缝高度的定向切缝孔内的装炸药情况。
进一步地，利用巷帮普通锚索对留巷巷道的副帮进行补强支护的步骤中，向留巷巷道副帮实体煤内补打两根巷帮普通锚索，其中一根位于留巷巷道副帮距顶板1米高处，向顶板倾斜打入，与水平方向成45°夹角；另一根位于留巷巷道副帮距底板1米高处，垂直于留巷巷道副帮进行补打。
根据本发明的一实施例，所述临时滞后支护装置包括五列单体液压支柱或门式支架，滞后支护距离为250m，所述底梁垫设在一排所述单体液压支柱或门式支架的底部，采空区冒落带垮落稳定后，回撤所述临时滞后支护装置到工作面处进行循环支护。
由上述技术方案可知，本申请的厚煤层综放沿顶掘进切顶卸压自动成巷方法的优点和积极效果在于：适用于厚煤层综采放顶煤开采时计划留巷沿所采煤层的顶板掘进，对超后工作面利用临时滞后支护装置和底梁进行组合支护，底梁沿着留巷巷道的走向方向设置，将临时滞后支护装置的压力通过底梁均匀分散到留巷巷道的底板煤层上，能够有效防止由于底板煤层材质较软而造成受到压力产生底臌时，临时滞后支护倾倒或陷入底板煤层中的情况，减少由于底板变形引起的支护不稳的问题；而且利用防侧倾装置、防陷装置与挡矸支护装置固定，挡矸支护装置和防陷装置一起埋入留巷巷道底板煤层内，因此补强支护、防侧倾装置、防陷装置与挡矸支护装置将留巷巷道底板和预裂缝实现了互相牵制和支撑的作用，有效提高顶板在垮落运动过程中的稳定，提高留巷巷道在下一个工作面复用时的稳定性。
附图说明
此处的附图被并入说明书中并构成本说明书的一部分，示出了符合本发明的实施例，并与说明书一起用于解释本发明的原理。
为了更清楚地说明本发明实施例或现有技术中的技术方案，下面将对实施例或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，对于本领域普通技术人员而言，在不付出创造性劳动性的前提下，还可以根据这些附图获得其他的附图。
图1是本发明一个实施例的流程示意图。
图2是本发明一个实施例的采掘工程平面图。
图3是本发明一个实施例工作面的剖面图。
图4是本发明一个实施例的巷道顶板恒阻锚索补强支护断面图。
图5是本发明一个实施例的恒阻锚索补强支护顶板俯视图。
图6是本发明一个实施例的切缝孔布置断面图。
图7是本发明一个实施例的切缝孔布置顶板俯视图。
图8是本发明一个实施例的切缝炮孔内装药方式示意图。
图9是本发明一个实施例的恒阻锚索与切缝孔布置顶板俯视图。
图10是本发明一个实施例的巷道巷帮普通锚索支护示意图。
图11是本发明一个实施例的留巷巷道分区示意图。
图12是本发明一个实施例的超前支护断面图。
图13是本发明一个实施例的滞后支护断面图。
图14是本发明一个实施例的滞后支护顶板俯视图。
图15是本发明一个实施例的超前支护和滞后支护俯视图。
图16是本发明一个实施例的挡矸支护示意图。
图17是本发明一个实施例的滞后支护和挡矸支护底板俯视图。
图18是本发明一个实施例的稳定区支护断面图。
其中，附图标记说明如下：
恒阻锚索1，巷帮普通锚索2，倾向W型钢带3，顶板普通锚杆4，顶板普通锚索5，走向W型钢带6，切缝钻孔7，预裂缝8，留巷巷道9，金属网10，可伸缩U型钢11，顶梁12，单体液压支柱13，底梁14，采空区15，钢筋网16，卡兰17，连接杆18，超前影响区19，滞后影响区20，成巷稳定区21，圆钢22，工作面23，运输巷24，回风巷25，下端头三角煤26，钢板27。
具体实施方式
为使本申请实施例的目的、技术方案和优点更加清楚，下面将结合本申请实施例中的附图，对本申请实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例是本申请的一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本申请中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动的前提下所获得的所有其他实施例，都属于本申请保护的范围。
为了克服现有技术厚煤层切顶卸压自动成巷方法中的问题，如图1、图2、图3和图4所示，本发明公开了厚煤层综放沿顶掘进切顶卸压自动成巷方法，包括以下步骤：
S100、如图2和图3所示，工作面计划留巷巷道9在掘进时，沿所采厚煤层的顶板进行掘进；
S200、如图4和图5所示，超前工作面对计划留巷巷道9的顶板和副帮进行补强支护；
S300、如图4和图5所示，超后补强支护结构，在留巷巷道9的正帮侧顶板进行钻孔定向爆破，形成一条局部平直且连续的预裂缝8；
S400、如图11、图12、图13、和图15所示，工作面回采时进行超前支护，对超后工作面设临时滞后支护装置，临时滞后支护装置抵接于底梁14上，底梁14至少为一列，沿留巷巷道9的走向方向铺设；在留巷采空区15侧设挡矸支护装置、防侧倾装置和防陷装置，防侧倾装置与挡矸支护装置固定，且防侧倾装置的外漏段插入预裂缝8的切缝钻孔7内，防陷装置与挡矸支护装置的底部固定并埋入底板煤层内。
S500、如图18所示，工作面回采完成，成巷稳定后，撤掉留巷巷道9内的临时滞后支护装置，并封闭采空区15，留巷完成。
如图3所示，当计划留巷巷道9沿煤层顶板掘进时，由于计划留巷巷道9顶板为岩石，支护较容易，且巷道掘进速度较快。但沿顶掘进巷道的底板会损失一部分回采巷道下被压住的三角底煤26，煤层厚度为6米时，一般留有厚度约3米左右的底煤，由于煤层较软，底板受采动影响时容易底臌，且单体支护时容易倾倒或插入底板中支护失效；
关于留巷巷道9的结构，具体如图11和图15示，工作面推进过程中，不同位置的计划留巷巷道9受采动影响不同。工作面超前段会受到超前支承压力的影响，称为超前影响区19；工作面推进过后，采空区15顶板开始垮落，且从开始垮落到采空区15矸石压实稳定需要一定的时间，因此距工作面较近的架后区域形成滞后影响区20，滞后影响区20不仅需要进行顶板支护，还需进行挡矸支护，防止采空区15矸石涌入留巷巷道9，保留留巷巷道9给下一个工作面回采时当做回风巷25使用。随着工作面继续推进，当留巷巷道9滞后工作面较远时，采空区15垮落矸石压实稳定，采空区15顶板运动基本趋于稳定，此时进入成巷稳定区21内可将临时滞后支护装置撤掉，只保留挡矸支护即可。可以理解的是，撤离时支护装置需要根据现场矿压监测的数据进行检测，等留巷段顶板稳定以后，矿压监测数据包括顶底板移近量、单体支柱活柱下缩量、单体支柱压力、采空区水平应力趋于稳定后，才可以间隔撤掉临时支护设备。
本发明提供的技术方案，适用于厚煤层综采放顶煤开采方法沿顶板掘进的巷道，对超后工作面利用临时滞后支护装置和底梁14进行组合支护，底梁14沿着留巷巷道9的走向方向设置，将临时滞后支护装置的压力通过底梁14均匀分散到留巷巷道9的底板煤层，能够有效防止由于底板煤层材质较软而造成受到压力产生底臌时，临时滞后支护倾倒或陷入底板煤层中的情况，减少由于底板变形引起的支护不稳的问题；而且利用防侧倾装置、防陷装置与挡矸支护装置固定，挡矸支护装置和防陷装置一起埋入留巷巷道9底板煤层内，因此补强支护锚索、防侧倾装置、防陷装置与挡矸支护装置将留巷巷道9底板和预裂缝8实现了互相牵制和支撑的作用，有效提高顶板在垮落运动过程中的稳定，提高留巷巷道9在下一个工作面复用时的稳定性。
通过定向切缝爆破，利用矿压，可以实现保留上一个工作面的一条巷道给下一个工作面使用，不但取消了工作面之间的保护煤柱，从而有效提高矿井煤炭资源回收率，同时可以降低50％的巷道掘进工程量，进而降低煤炭开采成本。由于取消了工作面间保护煤柱，不但解决了留设煤柱中产生的应力集中问题，而且地表不均匀沉降会改变为均匀沉降，极大程度地缓解对地表房屋、植被和浅层地下水的破坏，同时由于工作面之间不留设保护煤柱，会极大地提高矿井煤炭资源回收率。
对于步骤S100，工作面计划留巷巷道9在掘进时，沿所采厚煤层的顶板进行掘进。
本步骤中，此时由于留巷巷道9顶板为岩石，支护较容易，且留巷巷道9掘进速度较快，但沿顶掘进计划留巷巷道9的底板一般留有底煤。
在一个优选的实施例中，如图3所示，当工作面23掘进时，工作面23中的计划留巷巷道9的运输巷24掘进时沿煤层顶板掘进，此时由于运输巷24的顶板为泥岩，相对煤层支护较容易，因此运输巷24的掘进速度较快，但运输巷24的底板留有3m厚的底煤，由于煤层较软，底板受采动影响时容易底臌，且单体支护时容易倾倒或插入底板中支护失效。
具体地，如图2所示，在一个实施例采掘工程平面图中，二采区包括第一工作面、第二工作面和第三工作面，此时的工作面23即为图中所示的第二工作面，第二工作面的第二运输顺槽作为第三工作面的第三回风顺槽使用。
需要注意的是，厚煤层综采放顶煤工作面回采时，工作面计划留巷巷道9侧的3～5架端头支架不放煤。
对于步骤S200，对计划留巷巷道9的顶板和副帮进行补强支护，且补强支护超前工作面，具体可超前100m进行施工。
在一个优选的实施例中，利用恒阻锚索1对留巷巷道9的顶板进行补强支护的步骤中，利用巷帮普通锚索2对留巷巷道9的副帮进行补强支护。恒阻锚索1对留巷巷道9的顶板进行补强支护，可以保证切顶过程和周期来压期间留巷巷道9的稳定性。具体地，如图4、图5、图10所示，补强支护应超前工作面100m施工。而且在顶板已有顶板普通锚杆4和顶板普通锚索5的情况下进行补强支护。已有顶板普通锚杆4和顶板普通锚索5采用钢带连接，钢带的设置方向垂直于留巷巷道9走向。本实施例采用恒阻锚索1，相较与传统锚索能承受大变形，对顶板的支护能力更强，将其用于顶板补强支护；普通锚索变形率比较小，适用于在开采和回落过程中变形相对较小的副帮。
如图5和图10所示，关于恒阻锚索1的补强支护，具体排布和结构如下：
恒阻锚索1垂直于顶板方向布置，沿留巷巷道9走向布设多列，临近留巷正帮侧的第一列恒阻锚索1采用走向W型钢带6连接，走向W型钢带6沿留巷巷道9的走向方向设置，剩余多列的相邻恒阻锚索1之间采用倾向W型钢带3连接，倾向W型钢带3沿留巷巷道9的横向设置。留巷正帮侧即为即切缝侧，将第一列恒阻锚索1沿留巷巷道9走向排布并通过同样走向的走向W型钢带6固定，能够有效为切缝侧的受力提供更好的支撑效果。
进一步地，第一列和第二列恒阻锚索1的横向间距小于剩余列恒阻锚索1的横向间距。随着远离切缝侧，恒阻锚索1的受力逐渐降低，因此可以适当降低剩余列的横向间距。
进一步地，各列恒阻锚索1交错布设，且第一列恒阻锚索1的排距为剩余多列恒阻锚索1的排距的1/2。交错布设的恒阻锚索1，能够有效扩大锚索的布设面积，对顶板的位置进行无死角支护，切缝侧第一列恒阻锚索1在留巷巷道9的走向方向的排距也可以适当缩短。
其中，第一列恒阻锚索1与切缝钻孔7的横向间距需大于等于500mm，防止定向预裂爆破破坏切缝侧第一列恒阻锚索1，且防止工作面端头支架向计划留巷巷道9内错动时破坏切缝侧第一列恒阻锚索1。具体地，恒阻锚索1共交错布设5列，留巷正帮侧(即切缝侧)第一列恒阻锚索1距留巷正帮700mm，排距800mm；第二列距第一列825mm；第3列距第二列975mm，第四列距第3列975mm，第五列距留巷巷道9副帮550mm，第二列、第3列、第四列和第五列排距为3200mm。留巷正帮侧的第一列和第二列恒阻锚索1的排距较密，而其他3列恒阻锚索1的排距较稀疏，这样的结构排布为了通过恒阻锚索1加强切缝侧巷道顶板的支护强度。
留巷正帮侧(即切缝侧)的第一列恒阻锚索1，采用沿留巷巷道9走向设置的走向W型钢带6连接，每条走向W型钢带6上有三个锚索孔，也就是说切缝侧的第一列恒阻锚索1初始支护位置每三根用一条走向W型钢带6连接，第二条走向W型钢带6与第一条走向W型钢带6搭接，即从初始支护位置第二条走向W型钢带6开始，每两根恒阻锚索1用一条走向W型钢带6连接，走向W型钢带6平行于留巷巷道9走向。具体地，沿留巷巷道9走向W型钢带6长2.2m，扩3个孔。
非留巷正帮侧的四列恒阻锚索1的排距为切缝侧第一列恒阻锚索1排距的2倍，从切缝侧开始起算，由于恒阻锚索1交错布置，因此第二列和第四列在横向相邻，第三列和第五列在横向相邻，因此第二列恒阻锚索1和第四列恒阻锚索1之间使用倾向W型钢带3连接，从切缝侧开始起算，第三列恒阻锚索1和第五列恒阻锚索1之间使用倾向W型钢3带连接，倾向W型钢3垂直于留巷巷道9走向，即倾向W型钢3平行于留巷巷道9倾向。具体地，沿留巷巷道9的倾向W型钢带3长2.55m，扩2个孔。
进一步地，进行补强支护之前，在计划留巷巷道9中每隔50m进行岩石取芯，根据在留巷巷道9内取出的岩芯，绘制留巷巷道9的顶板岩性剖面图；根据顶板岩性剖面图，设计定向切缝的高度、定向切缝角度和恒阻锚索1长度，并根据现场爆破实验情况，根据单孔裂隙率(单孔裂隙率＝有裂隙段长度÷孔深)，确定不同切缝高度的定向切缝孔内的装炸药情况。
根据留巷巷道9的顶板岩性剖面图，确定以下数据：
分段设计定向切缝的高度，公式为：H1＝2.6*H2；其中H1为切缝高度，H2为工作面采高。
定向切缝角度为：当工作面采高≤1m时，切缝角度＝15°～20°，当工作面采高＞1m时，切缝角度＝10°～15°。
分段设计恒阻锚索1长度，公式为：L1＝H3+2.0m，其中L1为恒阻锚索1长度，H3为定向切缝高度。
在一个优选的实施例中，如图4、图10和图12所示，利用巷帮普通锚索2对留巷巷道9的副帮进行补强支护，具体为：向留巷巷道9副帮实体煤内补打两根巷帮普通锚索2，其中一根位于留巷巷道9副帮距顶板1米高处，向顶板倾斜打入，与水平方向成45°夹角；另一根位于留巷巷道9副帮距底板1米高处，垂直于留巷巷道9副帮进行补打，防止留巷巷道片帮。
此步骤有效防止厚煤层综采放顶煤工作面开采时，副帮片帮导致的顶板悬空问题。具体地，巷帮普通锚索2直径取为18.9mm，长度为6300mm，一行垂直于留巷巷道9副帮，一行倾斜于留巷巷道9副帮布置，间排距为900mm×1600mm。
需要注意的是，补打恒阻锚索1或巷帮普通锚索2时，若与留巷巷道9本身已打锚索或锚杆重合，则需稍微错开已有支护锚索、锚杆和钢带。
对于步骤S300，超后补强支护结构，在留巷巷道9的正帮侧顶板进行钻孔定向爆破，形成一条局部平直且连续的预裂缝8。
具体地，如图6-10所示，超前补打的恒阻锚索1和巷帮普通锚索2超前切缝钻孔施工不得小于50m，然后在留巷巷道9的正帮侧(即工作面侧)顶板上施工切缝钻孔7，装药利用定向聚能爆破技术进行切顶，在留巷巷道9顶板上形成预裂缝8；切缝钻孔7沿留计划巷巷道9的走向依次设置，且间距为500mm。具体地，切缝钻孔7与垂直顶板方向的夹角为15°。
具体地，打切缝钻孔7和定向预裂爆破不可同时作业，定向预裂爆破一般在早班检修班单独作业。应当想到的是，切缝钻孔7打完后需尽快装药进行定向预裂爆破，以避免塌孔。
具体地，如图8所示，在切缝钻孔7中使用定向聚能爆破技术采用不耦合装药，根据切缝钻孔7所在深度的岩性情况，现场试验最终确定不同岩性中的装药量，另矿用乳化炸药需要安装在聚能管中实现定向聚能爆破技术，切缝钻孔7中的封泥长度不少于2m。定向预裂爆破根据现场顶板岩层软硬程度、破碎情况结合雷管起爆器的功率，可选择同时5～8个炮孔一次起爆。
对于步骤S400，工作面回采时进行超前支护，对超后工作面设临时滞后支护装置，临时滞后支护装置抵接于底梁14上，底梁14至少为一列，沿留巷巷道9的走向方向铺设；在留巷采空区15侧设挡矸支护装置、防侧倾装置和防陷装置，防侧倾装置、防陷装置与挡矸支护装置固定，且防侧倾装置的外漏段插入预裂缝8的切缝钻孔7内。
可以理解的是，厚煤层综采放顶煤开采计划留巷巷道9沿顶掘进时，底板为煤层，挡矸支护要采取措施防止侧倾，防止临时滞后支护装置陷入底板煤层中，或者发生倾倒。
在一个优选的实施例中，如图10示，在工作面回采时进行超前支护的步骤中，单体液压支柱13或门式支架沿留巷巷道9的走向方向设置为多列，各列单体液压支柱13或门式支架的排距为1000mm，各列单体液压支柱13或门式支架的上端设置顶梁12，顶梁12抵住顶板。
具体地，厚煤层综放开采超前支护采用3列单体液压支柱13或门式支架抵住顶板，超前支护距离为50m。此段留巷巷道9位于位于工作面超前影响区19，需要加强支护。顶梁12具体可采用铰接顶梁12。由于采用定向聚能爆破切顶后减弱了工作面回采对超前区的扰动，因此超前影响区19临时支护可采用采用3列单体液压支柱13配合铰接顶梁12进行超前支护，每列单体液压支柱13配合使用的铰接顶梁12沿计划留巷巷道9走向方向布置。
进一步地，如图13和图16所示，挡矸支护装置包括可伸缩U型钢11、钢筋网16和金属网10，两根可伸缩U型钢11通过卡兰17搭接固定，并沿留巷巷道9的走向方向依次间隔设置，可伸缩U型钢11之间利用连接杆18在卡兰17上连接，可伸缩U型钢11朝向采空区15的一侧依次悬挂钢筋网16和金属网10，钢筋网16和金属网10搭接并用铁丝绑扎固定。
挡矸支护装置用于防止采空区15的矸石蹿入留巷巷道9，铁丝网和钢筋网16捆扎在一起，钢筋网16与金属网10之间重叠搭接，钢筋网16搭接部分重叠100mm，金属网10搭接部分重叠100mm，并用铁丝捆扎，挡矸金属网10和钢筋网16与原有顶板铁丝网结构搭接固定。若出现较严重漏矸石，钢筋网16里边可增添菱形金属网加强挡矸支护。可伸缩U型钢11采用上下两节可缩性搭接结构，采用两副卡兰17连接。可伸缩U型钢11埋入底板以下不少于300mm，相邻的可伸缩U型钢11可用连接杆18与卡兰17固定实现连接，加固可伸缩U型钢11之间的整体稳定性，连接杆18根据选购卡兰17尺寸确定长度，以增加整体稳固性。
进一步地，防侧倾装置为圆钢22，圆钢22的一端伸入可伸缩U型钢11并焊接固定，另一端插入切缝钻孔7。圆钢22可采用现场施工留下的废旧锚杆等，可以再利用施工废料，而且切缝钻孔7的直径一般为60cm，圆钢22的直径具有较大的选择空间，可设置为直径30mm，且插入切缝钻孔7约200mm，具体地，在可伸缩U型钢11的端头焊接400mm长的圆钢22，圆钢22可采用废旧锚杆之类，外漏200mm，插到切缝钻孔7中。圆钢22和可伸缩U型钢11上部焊接时，有倾角，角度与切缝角度相同，相同的角度设置，允许圆钢22的长度尽可能没入切缝钻孔7的内部，能够为顶板可能发生的运动提供更稳定和深入的防护基础。
进一步地，如图16所示，防陷装置为钢板27，且钢板27和可伸缩U型钢11下部水平焊接，然后现场将防陷装置埋入柱窝内。埋入柱窝的目的在于防止两根可伸缩U型钢11搭接后陷入留巷巷道9底板煤层中。具体地，钢板27的长宽高可优选为100mm×100mm×10mm，柱窝的预挖深度可优选设置为300mm。
在一个优选的实施例中，如图13示，临时滞后支护装置包括五列单体液压支柱13或门式支架，滞后支护距离为250m，当采空区15矸石垮落压实后即成巷稳定后，回撤临时滞后支护装置到工作面处进行循环支护。此段留巷巷道9位于工作面滞后影响区20内，此区域内由于采空区15顶板岩石垮落对留巷巷道9顶板产生一定的摩擦作用，所以留巷巷道9受动压影响明显，顶板压力较大。因此，在架后滞后影响区20内，顶板需要临时加强支护。且架后临时支护主要采用五列单体液压支柱13或门式支架配合铰接顶梁12进行滞后支护。
如图13、图14所示，工作面滞后影响区20计划留巷巷道9内，临时滞后支护装置主要采用五列单体液压支柱13配合铰接顶梁12进行滞后支护。其中第一、二、三、四、五列单体液压支柱13各用一列铰接顶梁12，铰接顶梁12沿计划留巷巷道9走向方向布置。
进一步地，如图17示，临时滞后支护装置还包括底梁14，底梁14沿留巷巷道9的走向方向铺设，并垫设在一排单体液压支柱13或门式支架的底部。
如图16所示，为了控制计划留巷巷道9底臌、单体液压支柱13钻底及挡矸用可伸缩U型钢11侧倾和钻底，底梁14可采用工字钢焊接，留巷巷道9副帮侧两列单体液压支柱13共用一对2.1m长的“T”型工字钢底梁14，留巷巷道9切缝侧的3列单体液压支柱13共用一对2.1m长的“T”型工字钢底梁14，防陷装置为长宽高为100mm×100mm×10mm的钢板27，且钢板27和可伸缩U型钢11下部水平焊接，然后现场将防陷装置埋入底板所挖的300mm的柱窝内，防止两根可伸缩U型钢11搭接后陷入留巷巷道9底板煤层中。
在上述实施例的基础上，单体液压支柱13或门式支架的排距需为可伸缩U型钢11排距的偶数倍，这样就可以在采空区15垮落矸石还未稳定时，利用滞后支护的底梁14抵住当矸支护的可伸缩U型钢11下端，可以防止挡矸支护倾倒。
对于S500，如图18所示，工作面回采完成，成巷稳定后，撤掉留巷巷道9内的临时滞后支护装置，并封闭采空区15，留巷完成。
此段留巷巷道9位于工作面成巷稳定区21内，随着工作面继续推进，当留巷巷道9距工作面较远时，采空区15矸石垮落压实趋于稳定，此时进入成巷稳定区内21可将架后临时支护的设备间隔回撤，只保留挡矸支护装置，在挡矸支护装置朝向采空区15的一侧上喷射密封材料，以将采空区15封闭。
由上述技术方案可知，本申请的厚煤层综放沿顶掘进切顶卸压自动成巷方法的优点和积极效果在于：适用于厚煤层综采放顶煤开采时计划留巷沿所采煤层的顶板掘进，对超后工作面利用临时滞后支护装置和底梁进行组合支护，底梁沿着留巷巷道的走向方向设置，将临时滞后支护装置的压力通过底梁均匀分散到留巷巷道的底板煤层上，能够有效防止由于底板煤层材质较软而造成受到压力产生底臌时，临时滞后支护倾倒或陷入底板煤层中的情况，减少由于底板变形引起的支护不稳的问题；而且利用防侧倾装置、防陷装置与挡矸支护装置固定，挡矸支护装置和防陷装置一起埋入留巷巷道底板煤层内，因此补强支护锚索、防侧倾装置、防陷装置与挡矸支护装置将留巷巷道底板和预裂缝实现了互相牵制和支撑的作用，有效提高顶板在垮落运动过程中的稳定，提高留巷巷道在下一个工作面复用时的稳定性。
需要说明的是，在本文中，诸如“第一”和“第二”等之类的关系术语仅仅用来将一个实体或者操作与另一个实体或操作区分开来，而不一定要求或者暗示这些实体或操作之间存在任何这种实际的关系或者顺序。而且，术语“包括”、“包含”或者其任何其他变体意在涵盖非排他性的包含，从而使得包括一系列要素的过程、方法、物品或者设备不仅包括那些要素，而且还包括没有明确列出的其他要素，或者是还包括为这种过程、方法、物品或者设备所固有的要素。在没有更多限制的情况下，由语句“包括一个……”限定的要素，并不排除在包括所述要素的过程、方法、物品或者设备中还存在另外的相同要素。
以上所述仅是本发明的具体实施方式，使本领域技术人员能够理解或实现本发明。对这些实施例的多种修改对本领域的技术人员来说将是显而易见的，本文中所定义的一般原理可以在不脱离本发明的精神或范围的情况下，在其它实施例中实现。因此，本发明将不会被限制于本文所示的这些实施例，而是要符合与本文所申请的原理和新颖特点相一致的最宽的范围。

Claims (10)

1.厚煤层综放沿顶掘进切顶卸压自动成巷方法，其特征在于，包括以下步骤：
工作面计划留巷巷道(9)在掘进时，沿所采厚煤层的顶板进行掘进；
超前工作面对计划留巷巷道(9)的顶板和副帮进行补强支护；
超后补强支护结构，在留巷巷道(9)的正帮侧顶板打切缝钻孔(7)，然后进行定向预裂爆破，形成预裂缝(8)；
工作面回采时进行超前支护，对超后工作面设临时滞后支护装置，所述临时滞后支护装置抵接于底梁(14)上，所述底梁(14)至少为一列，沿留巷巷道(9)的走向方向铺设；在留巷采空区(15)侧设挡矸支护装置、防侧倾装置和防陷装置，所述防侧倾装置与所述挡矸支护装置固定，且所述防侧倾装置的外漏段插入预裂缝(8)的切缝钻孔(7)内，所述防陷装置与所述挡矸支护装置的底部固定并埋入底板煤层内；
工作面回采完成，成巷稳定后，撤掉留巷巷道(9)内的临时滞后支护装置，并封闭采空区(15)，留巷完成。
2.如权利要求1所述的方法，其特征在于，所述挡矸支护装置包括可伸缩U型钢(11)、钢筋网(16)和金属网(10)，两根所述可伸缩U型钢(11)通过卡兰(17)搭接固定，并沿留巷巷道(9)的走向方向依次间隔设置，相邻两个所述可伸缩U型钢(11)之间利用连接杆(18)与所述卡兰(17)连接，所述可伸缩U型钢(11)朝向采空区(15)的一侧依次悬挂所述钢筋网(16)和所述金属网(10)，所述钢筋网(16)和所述金属网(10)搭接并用铁丝绑扎固定。
3.如权利要求2所述的方法，其特征在于，所述防侧倾装置为圆钢(22)，所述圆钢(22)的一端伸入所述可伸缩U型钢(11)并焊接固定，另一端插入切缝钻孔(7)，且所述圆钢(22)和所述可伸缩U型钢(11)上部焊接时具有倾角，倾角角度与切缝角度相同；
所述防陷装置为钢板(27)，且所述钢板(27)和所述可伸缩U型钢(11)下部水平焊接，然后现场将所述钢板(27)连同所述可伸缩U型钢(11)的底部埋入柱窝内。
4.如权利要求1所述的方法，其特征在于，利用恒阻锚索(1)对留巷巷道(9)的顶板进行补强支护，利用巷帮普通锚索(2)对留巷巷道(9)的副帮进行补强支护，防止片帮。
5.如权利要求4所述的方法，其特征在于，所述恒阻锚索(1)垂直于所述顶板方向布置，沿留巷巷道(9)的走向布设多列，临近留巷正帮侧的第一列恒阻锚索(1)采用走向W型钢带(6)连接，所述走向W型钢带(6)沿留巷巷道(9)的走向方向设置，剩余多列的相邻恒阻锚索(1)之间采用倾向W型钢带(3)连接，所述倾向W型钢带(3)沿留巷巷道(9)的横向设置。
6.如权利要求5所述的方法，其特征在于，第一列和第二列恒阻锚索(1)的横向间距小于剩余列恒阻锚索(1)的横向间距。
7.如权利要求5所述的方法，其特征在于，各列恒阻锚索(1)交错布设，第一列恒阻锚索(1)的排距为剩余多列恒阻锚索(1)的排距的1/2。
8.如权利要求4所述的方法，其特征在于，进行补强支护之前，在计划留巷巷道(9)中每隔50m进行岩石取芯，根据在所述留巷巷道(9)内取出的岩芯，绘制留巷巷道(9)的顶板岩性剖面图；根据所述顶板岩性剖面图，设计定向切缝的高度、定向切缝角度和恒阻锚索(1)长度，并根据现场爆破实验情况，根据单孔裂隙率，确定不同切缝高度的定向切缝孔内的装炸药情况。
9.如权利要求4所述的方法，其特征在于，利用巷帮普通锚索(2)对留巷巷道(9)的副帮进行补强支护的步骤中，向留巷巷道(9)副帮实体煤内补打两根巷帮普通锚索(2)，其中一根位于留巷巷道(9)副帮距顶板1米高处，向顶板倾斜打入，与水平方向成45°夹角；另一根位于留巷巷道(9)副帮距底板1米高处，垂直于留巷巷道(9)副帮进行补打。
10.如权利要求1所述的方法，其特征在于，所述临时滞后支护装置包括五列单体液压支柱(13)或门式支架，滞后支护距离为250m，所述底梁(14)垫设在一排所述单体液压支柱(13)或门式支架的底部，采空区(15)冒落带垮落稳定后，回撤所述临时滞后支护装置到工作面处进行循环支护。
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