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【摘要】本文叙述了急倾斜中厚煤层走向长壁后退式回采技术的应用。
【关键词】中厚煤层；长壁；回采技术
七煤集团龙湖分公司四采区57层，煤层厚度1.2-1.6m，平均1.35m，倾角为45°-55°，直接顶为4.7m的细砂岩，底板为11m的粉砂岩。该煤层顶板节理较发育，悬顶二刀（2.4m）左右开始冒落，无明显周期压力及初次压力矿压显现。
1.回采工艺的改进
在该煤层的回采中我们先后采用过仓储式，倒台阶式，穿花垛式等几种采煤方法，但没有得到理想的效果。结合回采煤层顶底板的具体特征，我们采用了走向长壁后退式采煤方法，并且不断改进，不断探讨取得了很好的效果。
1.1工作面支护采用单体液压支柱，排距1.2m，柱距0.8m，支柱刨柱窝戴8cm×8cm×600mm木帽支护，三排五柱的支护型式，且靠切顶线两柱距间加打一颗支柱，支柱向上及向采空侧双迎山2-3°。
1.2工作面三防措施：由于慎角大，片帮煤及伪顶下落下窜容易伤人，为此把工作面采成仰角8°-10°支柱每10组（每排沿倾斜方向用φ9.3mm钢丝绳联结，防支柱失效下窜，且在人行道每8m上一块档矸板，档矸板采用二寸管焊成的长1.4m，高0.8m的框架用废旧皮带固定上面的形式。
1.3由于工作面倾角大，仰角为8m°-10°炮后落煤易进入采空区，因此在切顶柱（即第三排柱）用废旧皮带做档煤板，使炮后落煤不窜入采空区，提高煤炭回收率。
经过近两年的回采对比，采用走向长壁后退式采煤方法工作面回采率提高了13％，达到了97％，单产提高了11.3％，火药电管消耗下降了7.6％，实现了安全生产。
2.采煤方法及落煤方式及技术参数
2.1采煤方法和落煤方式
采煤方法：走向长壁后退式采煤；
落煤方式：爆破落煤，煤电钻打眼。
2.2顶板管理
2.2.1 a.顶板管理方法：全部垮落法。
b.支护方式：三排六柱（其中一棵为切顶线加强柱）。
c.支柱型号：DE-1.6型支柱（上、下顺槽超前支护支柱为DE-2.5型）。
2.2.2顶板压力计算（经过矿压观测的可用观测数据）
a.顶板一次冒落高度计算
H=M/（KP-1）=1.45/（1.35-1）=4.14（m）
式中：H—顶板一次冒落高度m；
M—采高（煤层厚度）m；
KP—岩石初始碎涨系数（观测数据1.35）。
b.顶板压力计算
P=H×L×a×r×l.3=4.14×100×4.4×2.5×1.3=5920.2（T）
式中：P—顶板压力T；
H—顶板一次冒落高度m；
L—工作面倾斜长度m；
a—作面最大控顶距m；
r—岩石容重2.5T/m；
1.3—动压系数；
c每平方米压力计算
P1=P/S=5920.2/（100×4.4）=13.455T/m
式中：P1—每平方米顶板压力T/m；
P—工作面全部顶板压力T；
S—顶板总面积m。
2.2.3支柱布置方式
a走向排距1.2m。
b倾斜柱距0.8m。
c三排六柱，即从工作面煤壁向采空区侧布置一、二、三形式（其中切顶线在两柱距间有一棵加强柱）。
d迎山：3-5度 向采空区迎2-3度。
e顶帽规格450mm×80mm×80mm。
2.2.4平均每根支柱承受力
P2=P/Z=5920.2/（100÷0.8×6+6）=7.83T/根
式中：P2—每根支柱承受压力T/根；
P—顶板静压力T；
L—工作面支柱总根数（756根）。
2.2.5支护密度
W=Z/S=756/（100×4.4）=1.72根/平方米
式中：W—支护密度；
Z—工作面支柱根数；
S—工作面支撑面积。
2.2.6安全系数较验
K=25×0.9/P2=2.87>2.5
安全系数满足要求：
式中：K—安全系数；
25—每根支柱定额工作阻力；
0.9—有效支护系数；
P2—每根支柱承受压力；
2.5—安全基本系数。
3.采后备管理的改进
3.1采后原为留4m×4m煤垛的留巷方式，效果不好，原因是57煤层层理节理发育，煤层松软（普氏系数f=l.0）要保证留巷的稳定性，护巷煤柱最低临界规格为5m×8m（经观察考实），即走向5m，倾斜8m，然而工作两每推进5m，即要掘进8m长2m宽上山眼，工序繁杂（用风机等等），煤炭损失量大，工作面回采串低，且提高了万吨掘进串，其次，随着放炮振动，风化及下货的冲击，原2m宽的放煤口在采后封闭带来了相当大的难度。再者，采煤垛常常片落，造成巷道冒顶，留巷比较困难在回采下片煤时又需投人大量的人力，物力进行修复，浪费了大量的资金。
3.2采后管理下的难点。针对以上问题，为彻底解决57煤层沿空留巷问题，在经多方面的实践后，我们初步设想采用码煤矸水泥墙的方法维护采后巷道，同时，也考虑到一些必须解决的难点：
①由于煤层倾角大（平均52°）。所以煤矸水泥墙不但要有足够的抗压强度，而且要解决岩石下滑冲击带来的煤矸水泥墙下滑问题。
②由于倾角大，无法打有效的护身支柱，从采空区取石极其困难。而且不安全。
③煤矸水泥墙的养生问题。
3.3码煤矸水泥墙方案：
①超前回采工作面码煤矸水泥墙，但工作面下巷为连续化运输，超前码水泥墙虽然可以解决墙的养生问题，但矸石无法取用。
②掘进工作面码煤矸水泥墙为解决采后码水泥墙的石料供给，煤矸水泥墙的养生及码煤矸水泥墙影响生产问题，在采后码煤矸水泥墙获得成功后，我们在回采同煤层时，我们进行了掘进工作面为采面码矸石水泥墙的试验及应用并取得了较好效果。
即在掘进施工巷道上帮煤向上开3.0m，在巷道正常支扩的同时，上帮煤打上1.0m柱距的靠帮柱同时打齐（起临时支护及护墙作用），另外，根据具体情况在两排靠柱中间适当打上临时支护，当煤矸水泥墙与掘进工作面距离在15m左右（根据放炮装药药量大小而定。以不崩倒靠帮柱及临时支柱为准）时开始码煤矸水泥墙（煤粉：矸石：水泥比为1：3：1），这样，在巷道施工结束时煤矸水泥墙（墙沿走向每5m留1.5m宽开口，以利于采煤用，开口内打好支柱）即可码好，有充足的养生时间，同时也解决了码砌中的石料供应安全及影响生产等问题。
4.结论
急倾斜煤层长壁走向长壁后退式采煤方法克服了穿花垛等采煤方法的煤炭回收率低，单产低，火药电管消耗量大等缺点。
超前采后管理，具有煤炭回收率高，掘进率低，采掘接续合理，技术经济效益显著等优点。
实践证明，此种回采工艺，是在特定地质条件下。具体分析，具体实践，在利用以往经验为依据，本着科学性和实用性的原则而应用的，这个试验的成功，节省了资金，多回收了资源，极大的改变了井下安全生产状况。 [科]
【关键词】中厚煤层；长壁；回采技术
七煤集团龙湖分公司四采区57层，煤层厚度1.2-1.6m，平均1.35m，倾角为45°-55°，直接顶为4.7m的细砂岩，底板为11m的粉砂岩。该煤层顶板节理较发育，悬顶二刀（2.4m）左右开始冒落，无明显周期压力及初次压力矿压显现。
1.回采工艺的改进
在该煤层的回采中我们先后采用过仓储式，倒台阶式，穿花垛式等几种采煤方法，但没有得到理想的效果。结合回采煤层顶底板的具体特征，我们采用了走向长壁后退式采煤方法，并且不断改进，不断探讨取得了很好的效果。
1.1工作面支护采用单体液压支柱，排距1.2m，柱距0.8m，支柱刨柱窝戴8cm×8cm×600mm木帽支护，三排五柱的支护型式，且靠切顶线两柱距间加打一颗支柱，支柱向上及向采空侧双迎山2-3°。
1.2工作面三防措施：由于慎角大，片帮煤及伪顶下落下窜容易伤人，为此把工作面采成仰角8°-10°支柱每10组（每排沿倾斜方向用φ9.3mm钢丝绳联结，防支柱失效下窜，且在人行道每8m上一块档矸板，档矸板采用二寸管焊成的长1.4m，高0.8m的框架用废旧皮带固定上面的形式。
1.3由于工作面倾角大，仰角为8m°-10°炮后落煤易进入采空区，因此在切顶柱（即第三排柱）用废旧皮带做档煤板，使炮后落煤不窜入采空区，提高煤炭回收率。
经过近两年的回采对比，采用走向长壁后退式采煤方法工作面回采率提高了13％，达到了97％，单产提高了11.3％，火药电管消耗下降了7.6％，实现了安全生产。
2.采煤方法及落煤方式及技术参数
2.1采煤方法和落煤方式
采煤方法：走向长壁后退式采煤；
落煤方式：爆破落煤，煤电钻打眼。
2.2顶板管理
2.2.1 a.顶板管理方法：全部垮落法。
b.支护方式：三排六柱（其中一棵为切顶线加强柱）。
c.支柱型号：DE-1.6型支柱（上、下顺槽超前支护支柱为DE-2.5型）。
2.2.2顶板压力计算（经过矿压观测的可用观测数据）
a.顶板一次冒落高度计算
H=M/（KP-1）=1.45/（1.35-1）=4.14（m）
式中：H—顶板一次冒落高度m；
M—采高（煤层厚度）m；
KP—岩石初始碎涨系数（观测数据1.35）。
b.顶板压力计算
P=H×L×a×r×l.3=4.14×100×4.4×2.5×1.3=5920.2（T）
式中：P—顶板压力T；
H—顶板一次冒落高度m；
L—工作面倾斜长度m；
a—作面最大控顶距m；
r—岩石容重2.5T/m；
1.3—动压系数；
c每平方米压力计算
P1=P/S=5920.2/（100×4.4）=13.455T/m
式中：P1—每平方米顶板压力T/m；
P—工作面全部顶板压力T；
S—顶板总面积m。
2.2.3支柱布置方式
a走向排距1.2m。
b倾斜柱距0.8m。
c三排六柱，即从工作面煤壁向采空区侧布置一、二、三形式（其中切顶线在两柱距间有一棵加强柱）。
d迎山：3-5度 向采空区迎2-3度。
e顶帽规格450mm×80mm×80mm。
2.2.4平均每根支柱承受力
P2=P/Z=5920.2/（100÷0.8×6+6）=7.83T/根
式中：P2—每根支柱承受压力T/根；
P—顶板静压力T；
L—工作面支柱总根数（756根）。
2.2.5支护密度
W=Z/S=756/（100×4.4）=1.72根/平方米
式中：W—支护密度；
Z—工作面支柱根数；
S—工作面支撑面积。
2.2.6安全系数较验
K=25×0.9/P2=2.87>2.5
安全系数满足要求：
式中：K—安全系数；
25—每根支柱定额工作阻力；
0.9—有效支护系数；
P2—每根支柱承受压力；
2.5—安全基本系数。
3.采后备管理的改进
3.1采后原为留4m×4m煤垛的留巷方式，效果不好，原因是57煤层层理节理发育，煤层松软（普氏系数f=l.0）要保证留巷的稳定性，护巷煤柱最低临界规格为5m×8m（经观察考实），即走向5m，倾斜8m，然而工作两每推进5m，即要掘进8m长2m宽上山眼，工序繁杂（用风机等等），煤炭损失量大，工作面回采串低，且提高了万吨掘进串，其次，随着放炮振动，风化及下货的冲击，原2m宽的放煤口在采后封闭带来了相当大的难度。再者，采煤垛常常片落，造成巷道冒顶，留巷比较困难在回采下片煤时又需投人大量的人力，物力进行修复，浪费了大量的资金。
3.2采后管理下的难点。针对以上问题，为彻底解决57煤层沿空留巷问题，在经多方面的实践后，我们初步设想采用码煤矸水泥墙的方法维护采后巷道，同时，也考虑到一些必须解决的难点：
①由于煤层倾角大（平均52°）。所以煤矸水泥墙不但要有足够的抗压强度，而且要解决岩石下滑冲击带来的煤矸水泥墙下滑问题。
②由于倾角大，无法打有效的护身支柱，从采空区取石极其困难。而且不安全。
③煤矸水泥墙的养生问题。
3.3码煤矸水泥墙方案：
①超前回采工作面码煤矸水泥墙，但工作面下巷为连续化运输，超前码水泥墙虽然可以解决墙的养生问题，但矸石无法取用。
②掘进工作面码煤矸水泥墙为解决采后码水泥墙的石料供给，煤矸水泥墙的养生及码煤矸水泥墙影响生产问题，在采后码煤矸水泥墙获得成功后，我们在回采同煤层时，我们进行了掘进工作面为采面码矸石水泥墙的试验及应用并取得了较好效果。
即在掘进施工巷道上帮煤向上开3.0m，在巷道正常支扩的同时，上帮煤打上1.0m柱距的靠帮柱同时打齐（起临时支护及护墙作用），另外，根据具体情况在两排靠柱中间适当打上临时支护，当煤矸水泥墙与掘进工作面距离在15m左右（根据放炮装药药量大小而定。以不崩倒靠帮柱及临时支柱为准）时开始码煤矸水泥墙（煤粉：矸石：水泥比为1：3：1），这样，在巷道施工结束时煤矸水泥墙（墙沿走向每5m留1.5m宽开口，以利于采煤用，开口内打好支柱）即可码好，有充足的养生时间，同时也解决了码砌中的石料供应安全及影响生产等问题。
4.结论
急倾斜煤层长壁走向长壁后退式采煤方法克服了穿花垛等采煤方法的煤炭回收率低，单产低，火药电管消耗量大等缺点。
超前采后管理，具有煤炭回收率高，掘进率低，采掘接续合理，技术经济效益显著等优点。
实践证明，此种回采工艺，是在特定地质条件下。具体分析，具体实践，在利用以往经验为依据，本着科学性和实用性的原则而应用的，这个试验的成功，节省了资金，多回收了资源，极大的改变了井下安全生产状况。 [科]