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1、(10)授权公告号 (45)授权公告日 (21)申请号 201420612508.2(22)申请日 2014.10.22E21C 41/16(2006.01)(73)专利权人四川广旺能源发展（集团）有限责任公司地址 628032 四川省广元市苴国路555号(72)发明人杨建均 曹永国 曹建辉 张仕佳王福民(54) 实用新型名称大倾角煤层炮采面无煤柱开采支护设施(57) 摘要本实用新型为大倾角煤层炮采面无煤柱开采支护设施，本实用新型采用基本点柱与分段密集支柱进行采煤工作面顶板控制。在采煤工作面下端头的煤层中开设缺口。缺口煤壁侧布设基本点柱，另一侧布设挡煤密集支柱；缺口中部布设基本点柱将缺口分为溜。
2、煤侧与行人通道侧。在巷道上帮内设置加强支护。在采空区内距巷道1m处设置木垛支护。在待开采区的巷道上帮设置超前支护。本实用新型在采煤工作面开采时下端头不留设护巷煤柱，一个工作面完成后，它的一条巷道可以继续为下一个工作面使用。下端头护巷煤柱煤炭资源回收率达100%。采煤工作面下端头不再施工超前行人眼，减少小眼瓦斯对安全的威胁，取消局部通风机通风，节约电费，减小炮采工作面下安全出口管理难度。(51)Int.Cl.(ESM)同样的发明创造已同日申请发明专利 (19)中华人民共和国国家知识产权局(12)实用新型专利权利要求书1页 说明书5页 附图2页(10)授权公告号 CN 204175307 U(45。
3、)授权公告日 2015.02.25CN 204175307 U1/1页21.大倾角煤层炮采面无煤柱开采支护设施，包括采煤工作面顶板控制设施，及采煤工作面下出口布置结构，其特征在于：（1）.所述的采煤工作面顶板控制设施采用靠近煤壁（9）的基本点柱（1）与基本点柱后方的分段密集支柱（8）组成，在顶板控制的同时并阻挡该范围内垮落的矸石下滑；所述的基本点柱（1）均匀分布在煤壁（9）后方及分段密集支柱之间；所述的分段密集支柱（8）由单体支柱一字排列组成的支柱排，支柱排与巷道平行，分段密集支柱设置在距煤壁1.5m处，对煤壁后方1.54.5m范围内的采空区进行顶板控制；所述的基本点柱与分段密集支柱的迎山角均。
4、为35；（2）.采煤工作面下出口布置结构为，在采煤工作面下端头的煤层中开设宽度1.82.2m的缺口（6）；缺口的走向向采空区倾斜，与巷道（10）呈4050夹角；缺口煤壁侧布设基本点柱（1），缺口另一侧布设挡煤密集支柱（5）；缺口中部顺缺口走向布设基本点柱将缺口分为溜煤侧与行人通道侧，靠煤壁侧为行人通道，在距煤壁25m范围内的巷道内设置加强支护（3）,加强支护设置在巷道上帮，采用液压支柱进行支护形成加强支护；在距煤壁25m范围内的采空区内设置木垛（4）进行支护，木垛设置在距巷道1m处的采空区内；（3）.在待开采区的巷道上帮设置超前支护（7）。2.如权利要求1所述的大倾角煤层炮采面无煤柱开采支护设。
5、施，其特征在于，所述的基本点柱（1）为单体液压支柱，分布在煤壁后方2.5m范围内及分段密集支柱之间，基本点柱排距为1.0m，柱距为0.8m。3.如权利要求1所述的大倾角煤层炮采面无煤柱开采支护设施，其特征在于，所述的分段密集支柱（8）最前端距煤壁1.52.5m；相邻的分段密集支柱的垂直间距2.1m，走向夹角为50 110，上一分段密集支柱尾部与下一分段密集支柱最前端垂直交叉长度为1.05m。4.如权利要求1所述的大倾角煤层炮采面无煤柱开采支护设施，其特征在于，缺口（6）内的基本点柱其柱距0.8m；巷道内的加强支护（3）其柱距为0.8m；待开采区的巷道内设置的超前支护（7）为液压支柱，其柱距为0。
6、.8m。5.如权利要求1所述的大倾角煤层炮采面无煤柱开采支护设施，其特征在于，缺口（6）内的行人通道宽1.0m，溜煤侧宽0.9m。6.如权利要求1所述的大倾角煤层炮采面无煤柱开采支护设施，其特征在于，采煤工作面顶板控制设施的控顶距为4.55.5m，放顶步距1.0m，炮道宽0.5m。7.如权利要求1所述的大倾角煤层炮采面无煤柱开采支护设施，其特征在于，分段密集支柱的长度为2.53m。8.如权利要求1所述的大倾角煤层炮采面无煤柱开采支护设施，其特征在于，所述的木垛(4)采用直径大于14cm，长度大于0.8m的圆木架设，木垛间距为0.50m；所述的木垛设置在距煤壁20m范围内。权 利 要 求 书CN。
7、 204175307 U1/5页3大倾角煤层炮采面无煤柱开采支护设施技术领域0001 本实用新型涉及到一种煤炭开采技术，尤其是一种在大倾角煤层进行无煤柱开采过程的采煤工作面支护布设方式。背景技术0002 随着矿井生产能力的提高，开采强度的增大，资源的紧张程度越来越显现出来。通过无煤柱开采能实现挖潜现有的煤炭资源，提高矿井的资源回收率，延长矿井的服务年限。0003 无煤柱护巷的特点及适用性：在巷道一侧或两侧不留护巷煤柱而依靠支护维护的巷道称无煤柱巷道.有利于安全生产,提高了效益和资源回收率，无煤柱护巷方法布置巷道现采用沿空留巷沿空掘巷两种方法混合使用进行。无煤柱开采技术，即在上一区段运输巷下侧预。
8、置一条充填带，下一区段材料巷掘进时，沿充填带掘进，不再预留煤柱，用充填带把上下两个工作面间留设煤柱置换出来。0004 无煤柱护巷的原理：无煤柱护巷一般是在采煤工作面使用，为了提高资源回收率，在采煤工作面开采时就不留煤柱，也就是说一个工作面采完后，它的一条巷道可以继续为下一个工作面继续使用，比如上一个工作面的回风巷可以作为下一个工作面的进风巷，这样的话就不用再两个工作面之间留设煤柱了。0005 大倾角薄煤层是开采高度在0.8米以下，倾角在2545的煤层，此煤层采开采难度大，产量低，煤质优。随着综合机械化采煤技术的发展，开采强度的增大，资源的紧张程度越来越显现出来，采掘的接替关系也出现失调，为了缓。
9、解接续关系及提高资源回收率，有必要提出大倾角煤层非沿空护巷炮采技术研究。实用新型内容0006 为了解决以上问题，本实用新型提供了大倾角煤层炮采面无煤柱开采支护设施，包括采煤工作面顶板控制设施，及采煤工作面下出口布置结构，具体为：0007 1.所述的采煤工作面顶板控制设施采用靠近煤壁9的基本点柱1与基本点柱后方的分段密集支柱8组成，在顶板控制的同时并阻挡该范围内垮落的矸石下滑。0008 所述的基本点柱1均匀分布在煤壁 9后方及分段密集支柱之间。0009 所述的分段密集支柱8由单体支柱一字排列组成的支柱排，支柱排与巷道平行，分段密集支柱设置在距煤壁1.5m处，对煤壁后方1.54.5m范围内的采空区。
10、进行顶板控制。0010 所述的基本点柱与分段密集支柱的迎山角均为35。0011 2.采煤工作面下出口布置结构为，在采煤工作面下端头的煤层中开设宽度1.82.2m的缺口6。缺口的走向向采空区倾斜，与巷道10呈4050夹角；缺口煤壁侧布设基本点柱1，缺口另一侧布设挡煤密集支柱5；缺口中部顺缺口走向布设基本点柱将缺口分为溜煤侧与行人通道侧，靠煤壁侧为行人通道，在距煤壁25m范围内的巷道内设置加强支护3,加强支护设置在巷道上帮，采用液压支柱进行支护形成加强支护。说 明 书CN 204175307 U2/5页40012 在距煤壁25m范围内的采空区内设置木垛4进行支护，木垛设置在距巷道1m处的采空区内。。
11、0013 3. 在待开采区的巷道上帮设置超前支护7。0014 如上所述的大倾角煤层炮采面无煤柱开采支护设施，更进一步说明为，所述的基本点柱1为单体液压支柱，分布在煤壁后方2.5m范围内及分段密集支柱之间，基本点柱排距为1.0m，柱距为0.8m。0015 如上所述的大倾角煤层炮采面无煤柱开采支护设施，更进一步说明为，所述的分段密集支柱8最前端距煤壁1.52.5m；相邻的分段密集支柱的垂直间距2.1m，走向夹角为50110，上一分段密集支柱尾部与下一分段密集支柱最前端垂直交叉长度为1.05m。0016 如上所述的大倾角煤层炮采面无煤柱开采支护设施，更进一步说明为，缺口6内的基本点柱其柱距0.8m；。
12、巷道内的加强支护3其柱距为0.8m；待开采区的巷道内设置的超前支护7为液压支柱，其柱距为0.8m。0017 如上所述的大倾角煤层炮采面无煤柱开采支护设施，更进一步说明为，缺口6内的行人通道宽1.0m，溜煤侧宽0.9m。0018 如上所述的大倾角煤层炮采面无煤柱开采支护设施，更进一步说明为，采煤工作面顶板控制设施的控顶距为4.55.5m，放顶步距1.0m，炮道宽0.5m。0019 如上所述的大倾角煤层炮采面无煤柱开采支护设施，更进一步说明为，分段密集支柱的长度为2.53m。0020 如上所述的大倾角煤层炮采面无煤柱开采支护设施，更进一步说明为，所述的木垛(4)采用直径大于14cm，长度大于0.8。
13、m的圆木架设，木垛间距为0.50m；所述的木垛设置在距煤壁20m范围内。0021 本实用新型具如下效果：0022 在采煤工作面开采时下端头不留设护巷煤柱，一个工作面采煤工作面完成后，它的一条巷道可以继续为下一个工作面使用，少掘进一条巷道，节省开采成本。0023 本项目实施后，下端头护巷煤柱煤炭资源回收率达100%，减少了煤炭资源丢失，延长工作面服务时间，缓解采掘接替紧张矛盾。0024 本技术能有效地让采空区内的顶板有计划的垮落，并按设计要求垮落，垮落的岩石通过分段密集控制，让岩石垮落后上滑一段距离，形成堆砌，并膨胀，从而对顶板支撑。0025 本技术的支护足以解决采煤工作面的顶板支护强度要求。0。
14、026 下端头通过采用木垛支护技术、并加以加强支护，有效地解决了采煤工作面回采期间下端头底板滑底的问题，确保了巷道完整性。超前支护解决了采煤工作面前方的煤壁受到的采动影响。0027 采煤工作面下端头不再施工超前行人眼，减少小眼瓦斯对安全的威胁，取消局部通风机通风，节约电费，减小炮采工作面下安全出口管理难度。附图说明0028 图1：本实用新型的采煤工作面布设结构示意图。0029 图2：大倾角情况下采空区顶板冒落带分布图。0030 图3：分段密集支柱与基本点柱布置截面图。说 明 书CN 204175307 U3/5页5具体实施方式0031 本技术在如下条件的试验采煤工作面实施：本实施例的试验矿井瓦。
15、斯涌出形式主要从暴露的煤层、采空区、顶底板围岩缓慢、均匀、长时间的涌出。矿井瓦斯相对涌出量为13.05m3/t，矿井综合评定为高瓦斯矿井。矿井煤尘具有爆炸危险性，煤尘爆炸指数20.21%。0032 实施例采煤工作面走向长度510m，倾斜长度平均108m，斜面积55080m2。工作面范围内煤层厚度、结构稳定，纯煤厚度一般为0.63m，属较稳定煤层，确定采高为1.13m。煤层老顶为灰色中厚层状泥质粉砂岩，厚9.80m；直接底为薄层状灰黑色泥岩夹煤线，厚3.00m；老底为中厚层状泥岩，下部为粉砂质泥岩，厚3.00m ；纯煤平均厚度1.25m、普氏硬度3.0，煤层结构复杂，夹矸层多。0033 实施例工。
16、作面采用区段式布置，区内后退式开采。回风巷、运输巷采用单巷布置，为掘进的半煤巷，围岩较好段为异形断面，采用锚网支护；围岩较差压力大段采用梯形断面，（断面面积为：S掘=6.26m2、S净=4.74m2）。工作面机巷采用三心拱形断面（巷道断面面积为 ：S掘=8.15m2，S净=7.78m2）。该巷道主要用于进风、运输、电缆敷设和行人等。0034 采煤步骤为：煤壁采用煤电钻打眼爆破落煤（临时支护）人工攉煤U形铁皮溜槽溜煤人工放煤单体液压支柱支护人工回柱放顶煤电钻打眼，依此循环。0035 具体的开采技术为：0036 1、采空区处理方式：0037 采煤工作面采空区处理采用全部垮落法，使采空区直接顶岩层有。
17、计划的垮落，以保持采煤工作面最小悬顶面积，使顶板垮落后破碎岩石体积膨胀而充填采空区，从而减轻工作面压力和减弱上覆岩层对工作面空间的影响。0038 2、采煤工作面支护参数0039 根据设计支护密度计算以及原有的成功采煤方法，结合实际，确定采煤工作面参数为：伪倾角为350（取），层面角640，有效采长为115m，采煤工作面共布置48段分段密集支柱。采煤工作面支护参数为：基本点柱排距为1.0m，柱距为0.8m，分段密集支柱长度取3.0m，垂直间距2.1m，相邻两段分段密集支柱伪斜距2.4m,走向密集与走向夹角为取50110，以利矸石向采空区方向移动。为适应煤层真倾角和分段密集支柱垂直间距在允许范围的。
18、变化，分段密集支柱长度的变化应满足上一分段密集支柱尾部与下一分段密集支柱端部垂直交叉长度为1.05m。0040 3、顶板控制结构0041 采煤工作面采用单体液压支柱戴木帽点柱进行支护，单排分段密集支柱阻挡采空区矸石的控顶方法。采煤工作面最大控顶距5.5m，最小控顶距4.5m，放顶步距1.0m，炮道宽0.5m。0042 、采煤工作面下端头布设0043 在采煤工作面下端头提前施工一宽2m的缺口，所述的缺口走向向采空区倾斜，与采煤巷道呈4050夹角；缺口煤壁侧布设基本点柱，缺口另一侧布设挡煤密集支柱；缺口中部顺缺口走向布设基本点柱将缺口分为溜煤侧与行人通道侧，靠煤壁侧为行人通道，宽1.0m，溜煤侧宽。
19、0.9m，缺口的上帮设置排柴进行背实。0044 距采煤工作面下安全出口20m范围内采用单排单体液压支柱戴帽点柱进行加强说 明 书CN 204175307 U4/5页6支护，柱距为0.8m。0045 采煤工作面下端头距巷道1m 处采用长度不低于0.8m圆木架设木垛进行支护。0046 采用本实施例进行开采的结果分析：0047 当采用全部垮落法或充填采空区的办法时，由于上覆岩层中出现块体咬合的结构，将导致采煤工作面前方支承压力急剧增加，采空区2后方则大幅度减小。0048 随着煤层倾角的增加，顶板下沉量逐渐变小。由于采空区顶板冒落的矸石不能在原地留住，并沿着地板下滑从而该变了上覆岩层的运动规律。004。
20、9 见图2大倾角情况下采空区顶板冒落带分布图可知，大倾角煤层直接顶岩层的运动形式直接影响上覆岩层的运动，由于上覆岩层在倾斜方向上收到支撑作用不同，从而导致直接顶上覆岩层运动在该方向呈现时间和空间上的差异。采空区顶板冒落带分布曲线2-1呈上大下小的趋势。大倾角煤层采场直接顶上覆坚硬岩层在采空区上方形成“砌体梁”结构，由于倾角的影响，不但在走向上形成砌体结构，而且在倾斜方向上也比缓倾斜煤层更容易形成块体铰接结构。随着采场推进，顶板岩层在走向和倾斜方向上形成的结构组成了采场上覆岩层的“大结构”。0050 当试验采煤工作面开采后，其采场支架载荷的分部、顶板下沉量、来压显现程度、来压步距等沿采场倾斜方向。
21、均不相同，整体下部略大于中、上部。通过分析单体支柱的初撑力和工作阻力，不论顶板来压与否，其压力分布沿采煤工作面大致分为上部、中部、下部3个阶段，采煤工作面中部支柱阻力大于上部，下部支柱阻力最小。0051 机巷顶底板和两帮移近速度以及超前单体液压支柱的工作阻力呈现周期性变化，机巷顶底板移近速度明显大于两帮移近速度，最大顶底板移近速度和两帮移近速度均在距离采煤工作面4m左右开始明显变大，8m到达峰值，14m后开始明显变小。因此可以基本确定超前支撑压力峰值的范围为距离煤壁814m范围内。而巷道表面变形速度较大由两个区域组成，2838m部分和距离煤壁8m以内部分，8m以内部分变化是因为受顶板断裂的影响。
22、，而2838m内主要是因为采煤工作面超前支撑压力的影响。0052 由于大倾角采煤工作面采空区冒落矸石形成“上虚下实”的状态，因而对顶板的支撑作用下方大于上方，使老顶周期来压步距沿采煤工作面倾斜方向有明显的分段特征，采煤工作面上部老顶来压步距比下部小，采煤工作面下部支柱支承压力小于上部。0053 开采中冒落的顶板破断岩块向下滚落，形成采空区沿倾斜下实上空的充填特征，改变了老顶的支撑条件，使老顶破断后下部板块的失稳运动首先受到限制，造成上覆岩层的运动与破坏在时间和空间上均表现不同步，采煤工作面来压也经常中上部先于下部，来压强度也是如此。0054 根据试验采场矿压显现规律来看，采煤工作面下部支承压力。
23、与采煤工作面中部上部相比无明显变化。但为避免因拐角处出现的应力集中而造成的采煤工作面压力大，导致片帮严重，和支柱压死等，超前缺口的施工必须随掘随支。所作的缺口内上帮必须用排柴背实，以防煤壁片帮伤人0055 根据采煤工作面上覆岩层冒落带分布情况以及采空区应力分布情况来看，由于下部垮落空间较小充填较为密实，对顶板支护作用较大，采用架设木垛方式支护采煤工作面下出口采空区，能增大底板受力面积，防止钻底滑底造成的巷道变形等。0056 本技术的成功应用，不仅仅对煤矿本身带来了巨大的经济效益，同时对社会也提说 明 书CN 204175307 U5/5页7供了技术范例，包括：炮采采煤工作面下端头不再施工超前行。
24、人眼，取消局部通风机通风，节约电费8712元；采煤工作面下端头护巷煤柱煤炭资源回收率达100%，减少了煤炭资源丢失；延长了采煤工作面服务时间，缓解采掘接替紧张矛盾，同时也为矿创造经济效益135多万元。(4)该项目实施以后，采煤工作面下端头不再施工超前行人眼，减少2个施工人员1个专职瓦斯检查员，减少人工费14万多元，同时充实了采煤工作面的劳动力。0057 本成果在试验采煤工作面的成功开采，解决了非沿空护巷炮采采煤工作面下出口无煤柱开采的超前缺口布置、顶底板控制、支护方式确定等主要技术难题，减少炮采采煤工作面下安全出口管理难度及小眼瓦斯对安全的威胁，从而杜绝了瓦斯事故的发生，为矿带来了不可估量的经济效益和社会效益。说 明 书CN 204175307 U1/2页8图1图2说 明 书 附 图CN 204175307 U2/2页9图3说 明 书 附 图CN 204175307 U。