卸压法留巷的探索.docx

卸压法留巷的探索卸压法留巷的探索1 概述沿空留巷技术的采用，对于缓解采煤工作面的接续，降低巷道的掘进率，提高煤炭回收率及控制煤炭自然发火有着较好的技术、经济、安全和社会效益。传统的码矸石带留巷方式，历史上曾广为采用。但随着开采机械化程度的不断提高，其码矸石带沿空留巷的缺点显得越加不适应：由于码矸石带宽度大（45m），工人劳动强度大，影响采煤循环进度，单产难以提高；码矸石带往往需到采空区取料，作业环境危险；矸石带增加顶板的悬臂梁长度，所留巷道压力较大，巷道维修量大；石套可缩量大，达到 2540，不能及时有效的支护顶板，留巷中高很难保证；矸石带留巷需重新拉底或挑顶，多次修复巷道，留巷费用高；接续工程难于安排，本层接本层采面布局更为突出。针对码矸石带留巷方式的不足之处，杏花煤矿积极组织有关人员集思广义寻找新的切合实际的留巷方式，并提出取消矸石带，采用人工挑顶卸压，密集支柱护巷新方法，简称卸压法留巷。2 卸压法留巷的理论依据根据采煤工作面顶板垮落后即由双支梁变成悬臂梁，通过缩短悬臂梁长度，来降低直接顶对巷道基本支护的压力，维护巷道的有效支护状态。3 压力计算及支护参数的选择3.1 挑顶卸压直接顶压力计算与支护安全系数校核（1）压力计算。Q挑 1) h=16。32t/m式中 S巷道顶板宽度 2.6m；h直接顶厚 2.04m;S1直接顶镶入煤体的距离 0.6m；顶板岩石容重 2.5t/m3。（2）安全系数校核。每架木棚打一加强木柱的支撑力为：P=30t/架，基本支护钢梁木腿棚的间距为 L 则：L=P/nQ挑=0.92m式中 P钢梁木腿棚承受的载荷 30t/架；n安全系数取 2；选择木棚间距为 0.8m；实际安全系数： nP/Q挑L2.3式中 L实际钢梁木腿棚间距 0.8m3.2 码矸石带直接顶压力计算直接顶沿巷道方向每米的压力为：Q码=( S+S1+ S2)h38.76t/m式中 S巷道顶板宽度 3.0m;S1直接顶板镶嵌入煤体的距离 0.6m;S2矸石带宽度 4m；按棚距 0.8m 计算，则每架棚距所承受的压力为：P= Q码0.831t/架每架棚所承受的压力已超过棚子的最大承载力。显然，这种留巷方式虽有矸石带分担压力，但矸石带的可缩性较大，棚子的可塑量比矸石带小，直接顶板的压力首先作用在棚子上，待棚子压垮后才逐渐作用于矸石带上，使木棚难以支护顶板。3.3 在裂缝带岩层运动影响下，加强支护参数的选择计算在周期来压期间，根据矿山压力及其控制论述可知，老顶压力一般为直接顶的 2 倍。周期来压期间挑顶卸压留巷加强支护参数选择计算：（1）顶板沿巷道方向每米压力：Q=3Q挑=49t/m每架棚所需加强支护的阻力：R=QL=39t/架（2）选择加强支护为 DZ25-25/100,每架棚 3 根则阻力为：R3R1+R2=105t/架式中 R1单体液主支柱额定工作阻力 25t/架；R2每架钢梁木腿棚的阻力 30t/架；（3）安全系数：nR/R105/392.74 留巷方法（1）取消矸石带护巷，超前工作面放顶线 15m 范围内打挑顶眼，并吸取杏花矿开采 23#顶板最小抵抗线的实践经验，挑顶眼的眼距选择 0.8m，眼深 1.8m。根据所留巷道净宽的要求，尽可能减少悬臂梁长度。挑顶眼距硬帮为 2.6m。（2）下巷除保留原有 20m 双排超前支护外，在滞后工作面刮板输送机0.65m 距离架钢梁木腿棚，棚距为 0.8m。在木棚的软帮用板梁封帮，板梁间距为 0.2m，起到接矸作用，巷道随着架棚清到硬底。（3）强制放顶在放顶线处装药放炮，每眼装药量为 0.75kg。（4）留巷加强支护与基本支护同步进行。加强支护滞后工作面 5060m。每两架棚间靠软帮棚头处打两棵单体液压支柱，在钢梁中心打一单体液压支柱，同时在棚子的软帮亲口处打一加强木柱。滞后工作面5060m 以外的单体液压支柱要翻下前运再支护进行循环。5 沿空留巷矿压观测挑顶卸压留巷矿压观测是在杏花煤矿西采区右石门 135 采煤工作面下巷（23#左一巷）进行，观测长度为 142m。历经 1 个月零 12d。在观测期间，8 次周期来压，平均每天推进 3.3m。观测期间回采煤量为 49416t，平均每天回采的煤量为 1 149t。5.1 矿压观测段支架状况矿压观测段巷道支架不完好的木棚 14 架，不完好率 8。硬帮棚腿在142m 范围内，木棚腿全部完好。软帮棚腿折损 12 根，折损率 6.7。其中钢梁压裂、压劈 6 根，压劈率为 3.4。钢梁被压折 3 根，折损率为 1.6。5.2 观测结果分析根据现场观测资料，通过微机处理后分析，以顶板移近量，移近速度及压力显现作为划分影响区的标志，可将留巷期间的顶底板移近和压力显现的不同幅度划分为三个区：（1）A顶板活动剧烈区（距工作面放顶线 030m）。顶底板平均移近量为 141.4