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关键词：开采 留巷 煤柱 工艺
中图分类号：TD822 文献标识码：A 文章编号：1009-914X（2013）30-0009-01
摘要：针对采煤工作面下巷留巷方式采用留设煤柱进行护巷，造成大量的煤炭资源损失，使采煤工作面回采率降低，采用无煤柱开采工艺，采用挑顶卸压法留巷工艺，采用留巷加强支护与钢棚支护，提高了采煤工作面回采率，提高了煤矿的经济效益，为国家节约了大量煤炭资源，为社会创造了财富。
前言：
鸡东县哈达第五煤矿片盘斜井开拓，开采鸡西群城子河组23#煤层。采煤工作面下巷留巷方式采用留设10m宽煤柱进行护巷，造成大量的煤炭资源损失，使煤炭回收率降低。为此，2004年学习借鉴杏花矿西采23#煤层无煤柱开采实践经验，在右十路回采中采用无煤柱开采工艺。取得成功，获得了良好的经济和社会效益。
1、工作面概况
右十路采煤工作面，为走向长壁布置（如图1）工作面落煤方式为炮采，采用SGW—40型刮板输送机，D218—25/80型单体液压支柱配合HDJA—1000型绞接顶梁管理顶板。工作面走向500m，倾斜长80m，煤层厚度为1.8—2.0m。直接顶板为2.4 m厚的中细砂岩。老顶为5—6m的细砂岩。底板为厚2.1m的细砂岩。
图1
2、留巷方法的选择及理论依据
借鉴杏花矿西采23#无煤柱开采经验，采用挑顶卸压法留巷工艺。其理论依据为采煤工作面顶板垮落后，受力状态由双支梁变为悬臂梁。悬臂梁越短，顶板对工作面及上下巷的压力和下沉量也就越小。沿空留巷取消巷旁支护石墙，采用人工强制放顶，缩短悬臂梁的长度，从而降低直接顶对巷道支护的压力。
3、顶板压力计算及支护参数的选择
1）初次来压期间顶板压力计算及支护参数选择
初次来压期间沿空留巷顶板的活动规律，可视为巷道上方的直接顶板岩层是镶嵌在煤壁里的悬臂梁。由于煤体的边缘已被压酥，其对顶板起不到切顶作用。所以直接顶在深入煤体S1的距离处断裂（如图2）
图2
直接顶压力计算：直接顶板沿巷道方向每米的压力
Q初 =（S+S1）h r
=（2.4+0.6）×2.4×2.5 = 18t/m
式中 S ——巷道顶板宽度，2.4m
S1——直接顶镶入煤体的距离，0.6 m
h ——直接顶厚度，2.4 m
r ——顶板岩石容重，2.5t/m3
每架棚打一加强柱则每架棚支撑力为P = 30t/架
基本支护钢棚的间距
P 30
L = ———— = ———— = 0.83m
nQ初 2×18
式中 P ——钢棚的载荷，30t/架；
n ——安全系数，取2。
选择钢棚间距為0.8 m
实际安全系数
P 30
n = —— = ————— = 2.1
QL 18×0.8
式中 L —— 实际钢棚间距，0.8m
2）周期来压期间压力计算及支护参数选择
周期来压期间根据《矿山压力及其控制》可知，老顶压力一般为直接顶的2倍。
周期来压期间加强支护参数选择计算
Q周 = 3Q初 = 3×18 = 54t/m
每架棚所需加强支护的阻力为
R = Q周L = 54×0.8 = 43.2 t/架
选择加强支护设备为单体液压支柱D225—25/100。每架棚三根阻力为
R′= R1+R2 = 3×25+30 = 105 t/架；
式中 R1——单体液压支柱额定工作阻力，25 t/根；
R2——每架钢棚的阻力，30 t/架。
R′
安全系数：n = —— = 2.4
R
4、留巷方法
1）超前工作面10m范围内打挑顶眼，挑顶眼的眼距为0. 8m，眼深1.8 m，尽可能减少悬臂梁的长度，挑顶眼距硬帮2.4m。
2）强制放顶装药，每眼装药量为0.75kg。
3）下巷除保留原有20 m双排超前支护外，在滞后工作面刮板输送机3—5 m的距离架钢棚。棚距为0.8m，在钢棚的软帮用刹杆封帮，刹杆间距为0.2 m，巷道要清到底板。
4）留巷加强支护与钢棚支护同步进行，加强支护滞后工作面60—70 m。每2架棚间靠软帮棚头处打2棵单体柱，在钢棚中心打1根单体柱。滞后工作面60—70 m以外的压力稳定区，单体液压支柱要翻下前运，再支护循环进行。
5、结束语
通过右十路无煤柱回采实践，提高了资源的回收率，增加了产量，取得了较好的技术和经济效益。为国家节约了大量煤炭资源，为社会创造了财富。为下片盘煤炭开采采用无煤柱开采积累了宝贵的经验。
中图分类号：TD822 文献标识码：A 文章编号：1009-914X（2013）30-0009-01
摘要：针对采煤工作面下巷留巷方式采用留设煤柱进行护巷，造成大量的煤炭资源损失，使采煤工作面回采率降低，采用无煤柱开采工艺，采用挑顶卸压法留巷工艺，采用留巷加强支护与钢棚支护，提高了采煤工作面回采率，提高了煤矿的经济效益，为国家节约了大量煤炭资源，为社会创造了财富。
前言：
鸡东县哈达第五煤矿片盘斜井开拓，开采鸡西群城子河组23#煤层。采煤工作面下巷留巷方式采用留设10m宽煤柱进行护巷，造成大量的煤炭资源损失，使煤炭回收率降低。为此，2004年学习借鉴杏花矿西采23#煤层无煤柱开采实践经验，在右十路回采中采用无煤柱开采工艺。取得成功，获得了良好的经济和社会效益。
1、工作面概况
右十路采煤工作面，为走向长壁布置（如图1）工作面落煤方式为炮采，采用SGW—40型刮板输送机，D218—25/80型单体液压支柱配合HDJA—1000型绞接顶梁管理顶板。工作面走向500m，倾斜长80m，煤层厚度为1.8—2.0m。直接顶板为2.4 m厚的中细砂岩。老顶为5—6m的细砂岩。底板为厚2.1m的细砂岩。
图1
2、留巷方法的选择及理论依据
借鉴杏花矿西采23#无煤柱开采经验，采用挑顶卸压法留巷工艺。其理论依据为采煤工作面顶板垮落后，受力状态由双支梁变为悬臂梁。悬臂梁越短，顶板对工作面及上下巷的压力和下沉量也就越小。沿空留巷取消巷旁支护石墙，采用人工强制放顶，缩短悬臂梁的长度，从而降低直接顶对巷道支护的压力。
3、顶板压力计算及支护参数的选择
1）初次来压期间顶板压力计算及支护参数选择
初次来压期间沿空留巷顶板的活动规律，可视为巷道上方的直接顶板岩层是镶嵌在煤壁里的悬臂梁。由于煤体的边缘已被压酥，其对顶板起不到切顶作用。所以直接顶在深入煤体S1的距离处断裂（如图2）
图2
直接顶压力计算：直接顶板沿巷道方向每米的压力
Q初 =（S+S1）h r
=（2.4+0.6）×2.4×2.5 = 18t/m
式中 S ——巷道顶板宽度，2.4m
S1——直接顶镶入煤体的距离，0.6 m
h ——直接顶厚度，2.4 m
r ——顶板岩石容重，2.5t/m3
每架棚打一加强柱则每架棚支撑力为P = 30t/架
基本支护钢棚的间距
P 30
L = ———— = ———— = 0.83m
nQ初 2×18
式中 P ——钢棚的载荷，30t/架；
n ——安全系数，取2。
选择钢棚间距為0.8 m
实际安全系数
P 30
n = —— = ————— = 2.1
QL 18×0.8
式中 L —— 实际钢棚间距，0.8m
2）周期来压期间压力计算及支护参数选择
周期来压期间根据《矿山压力及其控制》可知，老顶压力一般为直接顶的2倍。
周期来压期间加强支护参数选择计算
Q周 = 3Q初 = 3×18 = 54t/m
每架棚所需加强支护的阻力为
R = Q周L = 54×0.8 = 43.2 t/架
选择加强支护设备为单体液压支柱D225—25/100。每架棚三根阻力为
R′= R1+R2 = 3×25+30 = 105 t/架；
式中 R1——单体液压支柱额定工作阻力，25 t/根；
R2——每架钢棚的阻力，30 t/架。
R′
安全系数：n = —— = 2.4
R
4、留巷方法
1）超前工作面10m范围内打挑顶眼，挑顶眼的眼距为0. 8m，眼深1.8 m，尽可能减少悬臂梁的长度，挑顶眼距硬帮2.4m。
2）强制放顶装药，每眼装药量为0.75kg。
3）下巷除保留原有20 m双排超前支护外，在滞后工作面刮板输送机3—5 m的距离架钢棚。棚距为0.8m，在钢棚的软帮用刹杆封帮，刹杆间距为0.2 m，巷道要清到底板。
4）留巷加强支护与钢棚支护同步进行，加强支护滞后工作面60—70 m。每2架棚间靠软帮棚头处打2棵单体柱，在钢棚中心打1根单体柱。滞后工作面60—70 m以外的压力稳定区，单体液压支柱要翻下前运，再支护循环进行。
5、结束语
通过右十路无煤柱回采实践，提高了资源的回收率，增加了产量，取得了较好的技术和经济效益。为国家节约了大量煤炭资源，为社会创造了财富。为下片盘煤炭开采采用无煤柱开采积累了宝贵的经验。