本发明涉及一种地下采煤方法，尤其涉及一种急倾斜厚煤层Z型水平分层放顶煤采煤法。本发明包括：巷道布置：沿煤层顶板掘进顶板巷，在所述顶板巷安设风水管路、进回液高压管路，布置通讯系统，铺设刮板输送机；所述顶板巷作为进风巷、运输巷及安全出口使用；在回采工作面后方沿煤层底板留底板巷，使回采工作面形成两个安全出口，所述底板巷作为回风巷及安全出口使用，使所述进风巷和回风巷分开；回采：挪顶板巷刮板运输机机尾；移动工作面的刮板运输机；拆顶板巷梯形支架；落煤；移架；沿空留巷。本发明改进了巷道布置，优化了生产系统，实现了工作面全负压通风。
1.一种急倾斜厚煤层Z型水平分层放顶煤采煤法，包括如下步骤：
1)巷道布置：沿煤层顶板掘进顶板巷，在所述顶板巷安设风水管路、进回液高压管路，布置通讯系统，铺设刮板运输机；所述顶板巷作为进风巷、运输巷及安全出口使用；在回采工作面后方沿煤层底板留底板巷，使回采工作面形成两个安全出口，所述底板巷作为回风巷及安全出口使用，使所述进风巷和回风巷分开；所述顶板巷的支护使用梯形支架支护；
所述底板巷的支护使用八字形柔掩支架和金属立撑，所述八字形柔掩支架和所述金属立撑间距0.35m；
还包括超前支护：对工作面的顶板巷的超前20m范围内的巷道使用铰接梁和单体柱加强支护，在0-10.0m范围内加打双排柱，间距为1.0m，排距为1.0m，在10-20.0m范围内加打单排柱；对工作面的底板巷的超前10m范围内的巷道使用铰接梁和单体柱加强支护，
0-10.0m范围内加打单排柱，单体柱间距1.0m；
2)回采：挪顶板巷刮板运输机机尾；移动工作面的刮板运输机；拆顶板巷梯形支架；落煤；移架；沿空留巷；
挪顶板巷刮板运输机机尾包括：工作前将所述刮板运输机的开关打到零位，并检查支护情况；拆除机尾，取掉最后一块溜槽板后，再安装上所述机尾，拆除多余链条及刮棒，最后打上压盘撑；
移动工作面的刮板运输机包括：清理工作面的浮煤，使用倒链移动所述刮板运输机，先移机头、机尾，然后拉动倒链移所述刮板运输机的中部，以确保机头、溜槽板平稳安放在硬底上；所述刮板运输机移到位后，在机头、机尾部分分别使用两根单柱做压盘撑固定好，所述压盘撑打在悬移支架上；将所述刮板运输机启动/停止按钮固定在顺槽机尾处，且错开工作面的所述刮板运输机的机尾；
拆顶板巷梯形支架包括：保留顶板巷梯形支架横梁、顶板侧立撑，不进行拆除；煤壁侧立撑在推采前进行拆除；
落煤包括：采用手持式风动钻机或风锤打眼，然后装药爆破，当煤层松软时，减少装药量或使用手镐、风镐处理，靠近底板处两组支架宽度内不进行放炮，落煤与底板三角形岩石爆破同时进行，靠震动落煤，辅以人工落煤；
移架包括：移架时从顶板向底板依次移架，移架步距为0.8m，移架时工作面与顶板垂直，移架时顶板侧悬移支架顶梁在顶板巷梯形支架横梁下；
沿空留巷包括：在悬移支架或柔掩支架下方进行沿空留巷安架操作；安架操作受悬移支架后柱影响时，打设两根临时支柱后，拆除悬移支架后柱；当柔性掩护支架变形时，在留巷内加设单体液压支柱支撑支架上肢；安架时临时支柱不动。
2.如权利要求1所述的急倾斜厚煤层Z型水平分层放顶煤采煤法，其特征在于：所述工作面的高度为2.0m，落煤步距为0.8m，放煤步距2.4m，采放比为1:6，放顶煤高度为
3.如权利要求2所述的急倾斜厚煤层Z型水平分层放顶煤采煤法，其特征在于：所述工作面的刮板运输机每次移动的距离为0.8m。
4.如权利要求3所述的急倾斜厚煤层Z型水平分层放顶煤采煤法，其特征在于：落煤时布置两排炮眼，落煤炮眼间距为1.5m，眼深为0.8m，每眼装药量1条。
5.如权利要求4所述的急倾斜厚煤层Z型水平分层放顶煤采煤法，其特征在于：煤层及底板侧三角形岩石的爆破顺序为：先从工作面的顶板巷侧爆破，待爆破到距离煤层底板
2.0m时停止爆破，然后再从煤层底板侧爆破三角形岩石，并利用爆破的三角形岩石震动煤壁。
6.如权利要求5所述的急倾斜厚煤层Z型水平分层放顶煤采煤法，其特征在于：采用矿制八字型柔掩支架支护，所述支架延至托梁，所述支架间距为0.35m。
7.如权利要求6所述的急倾斜厚煤层Z型水平分层放顶煤采煤法，其特征在于：所述落煤与所述移架间隔两架以上。
急倾斜厚煤层Z型水平分层放顶煤采煤法
技术领域
[0001] 本发明涉及一种地下采煤方法，具体地说，涉及一种急倾斜厚煤层Z型水平分层放顶煤采煤法。
背景技术
[0002] 急倾斜煤层是指地下开采时煤层倾角大于45°的煤层。急倾斜煤层的构造复杂，断层和褶曲多，煤层厚度变化较大，开采煤层的赋存条件普遍较差、储量少、开采困难、采煤工作面生产能力小。因此，开采急倾斜煤层的矿井多数是中、小型矿井。急倾斜煤层的倾角大于岩石安息角，采煤工作面采下的煤能自动下滑，从而简化了工作面的装运工作，但下滑的煤和矸石容易冲倒支架，砸伤人员，急倾斜煤层和围岩的节理发育，初次来压和周期来压与不明显，易发生无预兆的大面积突然冒顶垮落，造成顶板事故，给生产带来一些不安全因素。因此，生产的不安全因素多，安全性差。急倾斜煤层顶板压力垂直作用于支架或煤柱上的分力比缓倾斜煤层小，而沿倾斜作用的分力大，煤层开采后，煤层顶、底板都有可能沿倾斜方向滑动垮落，支架稳定性差，易发生扭曲与倾倒。因而工作面支护工作的难度大。
发明内容
[0003] 本发明所要解决的技术问题是提供一种急倾斜厚煤层Z型水平分层放顶煤采煤法，提高开采效益。
[0004] 本发明的技术方案如下：
[0005] 一种急倾斜厚煤层Z型水平分层放顶煤采煤法，包括：巷道布置：沿煤层顶板掘进顶板巷，在所述顶板巷安设风水管路、进回液高压管路，布置通讯系统，铺设刮板输送机；所述顶板巷作为进风巷、运输巷及安全出口使用；在回采工作面后方沿煤层底板留底板巷，使回采工作面形成两个安全出口，所述底板巷作为回风巷及安全出口使用，使所述进风巷和回风巷分开；回采：挪顶板巷刮板运输机机尾；移动工作面的刮板运输机；拆顶板巷梯形支架；落煤；移架；沿空留巷。
[0006] 进一步：所述顶板巷的支护使用梯形支架支护；所述底板巷的支护使用八字形柔掩支架和金属立撑，所述八字形柔掩支架和所述金属立撑间距0.35m。
[0007] 进一步：所述工作面的高度为2.0m，落煤步距为0.8m，放煤步距2.4m，采放比为1∶6，放顶煤高度为12.0m，总计放煤高度为14.0m。
[0008] 进一步：所述工作面的刮板运输机每次移动的距离为0.8m。
[0009] 进一步：落煤时布置两排炮眼，落煤炮眼间距为1.5m，眼深为0.8m，每眼装药量1条。
[0010] 进一步：煤层及底板侧三角形岩石的爆破顺序为：先从工作面的顶板巷侧爆破，待爆破到距离煤层底板2.0m时停止爆破，然后再从煤层底板侧爆破三角形岩石，并利用爆破的三角形岩石震动煤壁。
[0011] 进一步：移架时从顶板向底板依次移架，移架步距为0.8m，移架时工作面与顶板垂直，移架时顶板侧悬移支架顶梁在顶板巷梯形支架横梁下。
[0012] 进一步：采用矿制八字型柔掩支架支护，所述支架延至托梁，所述支架间距为0.35m。
[0013] 进一步：超前支护：对工作面的顶板巷的超前20m范围内的巷道使用铰接梁和单体柱加强支护，在0-10.0m范围内加打双排柱，间距为1.0m，排距为1.0m，在10-20.0m范围内加打单排柱；对工作面的底板巷的超前10m范围内的巷道使用铰接梁和单体柱加强支护，0-10.0m范围内加打单排柱，单体柱间距1.0m。
[0014] 进一步：所述落煤与所述移架间隔两架以上。
[0015] 本发明所述的技术效果如下：
[0016] 1、本发明改进了巷道布置，优化了生产系统。
[0017] 2、本发明实现了工作面全负压通风。
具体实施方式
[0018] 下面结合实施例对本发明的具体实施方式进行说明。
[0019] 一种急倾斜厚煤层Z型水平分层放顶煤采煤法，包括：
[0020] 巷道布置：
[0021] 沿煤层顶板掘进顶板巷，在顶板巷安设风水管路、进回液高压管路，布置通讯系统，铺设刮板输送机。在本发明一优选的实施例中，刮板输送机为22型刮板输送机。顶板巷作为进风巷、运输巷及安全出口使用。顶板巷支护形式：支护使用梯形支架支护。顶板巷2 2
支护断面(平均)：上宽1.35m，下宽2.4m，高1.8m，毛断面≈4.3m，净断面3.5m。
[0022] 在回采工作面后方沿煤层底板留底板巷，使回采工作面形成两个安全出口，底板巷作为回风巷及安全出口使用，使所述进风巷和回风巷分开。底板巷支护形式(沿空留巷)：支护使用八字形柔掩支架和金属立撑，八字形柔掩支架和金属立撑的间距为0.35m。在本发明一优选的实施例中，八字形柔掩支架为2.4m型八字形柔掩支架。底板巷支护断面
2 2
(平均)：高≥1.6m，下宽≥1.7，毛断面≈2.3m，净断面2.0m。在底板巷存放柔掩支架数量不少于20根，2.0m型单体液压支柱不少于5根，背板不少于50块，铰接顶梁不少于10根。
[0023] 安全出口巷道维护高度不小于1.6m，下宽不小于1.6m。
[0024] 工作面回采的主要流程是：
[0025] 步骤1：挪顶板巷刮板运输机机尾。
[0026] 工作前必须将刮板运输机开关打到零位。工作前先检查支护情况，发现隐患及时处理。拆除机尾，取掉最后1块溜槽板，再安装上机尾，拆除多余链条及刮棒，最后打上压盘撑。
[0027] 步骤2：移动工作面的刮板运输机。
[0028] 工作前必须将刮板运输机开关打到零位。工作前先清理干净工作面浮煤。移动刮板运输机时使用倒链移动，在机头、机尾及中部挂3部倒链，倒链固定在悬移支架上，先移机头、机尾，然后操作人员站在后柱前拉动倒链移刮板运输机中部。每次移动刮板运输机的距离为0.8m。移完刮板输送机时，确保机头、溜槽板必须安放在硬底上，并且做到“平、直、稳”，以确保运行状态的完好。刮板输送机移到位后，在机头、机尾部分必须分别使用两根单柱做压盘撑固定好，压盘撑打在悬移支架上，压盘撑使用的单柱每班补液1次。工作面刮板运输机启动、停止按钮固定在顺槽机尾处，且不能正对工作面刮板运输机尾。刮板输送机使用时操作人员距刮板运输机100mm以上。
[0029] 步骤3：拆顶板巷梯形支架。
[0030] 顶板巷梯形支架横梁、顶板侧立撑不拆，煤壁侧立撑推采前拆除。
[0031] 步骤4：落煤。
[0032] 采用手持式风动钻机或风锤打眼，然后装药爆破。如煤层松软时，可减少装药量或使用手镐、风镐处理。落煤时布置2排炮眼，落煤炮眼间距1.5m，眼深0.8m，每眼装药量1条。采用正向装药结构。由于煤层靠近顶板侧较硬，而靠近底板侧较软，布置炮眼时，靠近底板处两组支架宽度内(2.0m)不进行放炮。此部分的落煤与处理底板“三角形”岩石爆破同时进行，靠震动落煤，辅以人工落煤。煤层及底板侧三角形岩石的爆破顺序为：先从工作面运输巷侧爆破，待爆破到距离煤层底板2.0m时停止爆破，然后再从煤层底板侧爆破三角形岩石，其利用爆破的三角形岩石震动煤壁。爆破后立即铺网，出该处的煤，然后移架(0.8m)，防止漏顶。
[0033] 步骤5：移架。
[0034] 移架时从顶板向底板依次移架，移架步距为0.8m，移架时及时调架以保证工作面与顶板垂直，移架时保证顶板侧悬移支架顶梁在顶板巷梯形支架横梁下。移顶梁、后柱(前柱不动)：响炮后，前移顶梁与后柱(前柱不动)，实现及时掩护，前后液压支柱卸载，顶梁落在托梁上，前柱不动，后柱提起向推进缸注液，以托梁为支点，顶梁前移0.8m，落下后柱，完成移顶梁及后柱。依次前移顶梁，移架步距0.8m，移架时必须保持架间中心相等，标准架间距为60mm，当支架间距大于60mm时使用长把工具将顶梁间隙的超过宽60mm的煤块放下，但是当工作面调采时支架顶梁间隙不大于100mm。移前柱：打眼爆破的煤一部分落入刮板运输机内，一部分人工攉入刮板运输机内。操作人员应逐段扒煤，边扒煤边移前柱，移前柱时后柱不动，前柱卸载提起，通过滑动梁前移前柱至煤壁，移前柱后所有支柱都处于支撑状态。放顶煤、前移托梁：煤由放煤口自行落入刮板运输机或由人工将煤扒入刮板运输机。整个工作面将移顶梁和放顶煤这两工序完成后，前移托梁。支柱通过顶梁与顶煤紧贴产生初撑力支撑顶煤，这时托梁无载荷地吊挂在顶梁上，向托梁的供液系统供液将推进缸的活塞杆全部收回，托梁前移，完成一个动作循环。
[0035] 步骤6：沿空留巷。
[0036] 采用工字钢加工而成的八字型柔掩支架支护。本发明的一优选的实施例中，八字型柔掩支架支护为11#工字钢加工而成的2.4m型矿制八字型柔掩支架支护。沿空留巷支架延至托梁，支架间距0.35m，用背板横向划背，每根支架打设1根立撑，所有支架用φ28型的钢丝绳连接。
[0037] 沿空留巷安架必须在悬移支架或柔掩支架下方操作，严禁空顶作业。沿空留巷安架时如悬移支架后柱影响安架，可拆除悬移支架后柱，但必须在拆后柱前先打设2根临时支柱。如果柔掩支架下肢在煤体上就必须“穿鞋”。如果支撑压力大，导致柔性掩护支架变形时，可根据需要在留巷内加设单体液压支柱支撑在支架上肢。穿柱鞋，临时支柱使用2.0m型单柱。安架时临时支柱不动。移架时对临时支柱缓慢卸压，为防悬移支架下沉，移架到位后及时补打临时支柱。移架到位后保证沿空留巷进入悬移支架两架以上。沿空留巷柔掩支架上肢与悬移支架顶梁有间距时必须使用坑木顺向划背严实以防架后窜矸，并保证底板侧两架悬移支架在同一水平线上。
[0038] 在本发明的一优选的实施例中，回采顺序是工作面由西向东回采。工作面支护采用ZH1600/16/24Z型整体顶梁组合液压支架进行支护。该ZH1600/16/24Z型整体顶梁组合液压支架的主要技术参数如表1所示。工作面顶板所需要的支护强度：Pt＝HRk＝2 2
(2×27×8)KN/m ＝432(KN/m)＝0.432MPa
[0039] 式中：
[0040] Pt-工作面合理支护强度；
[0041] H-采高，取最大值2m；
[0042] R-直接顶岩石容重，取27KN/m3；
[0043] k-上覆岩层厚度和采高之比，一般取4～8。本发明一优选的实施例中，该值取8。
[0044] 支护强度的验算：0.432MPa＜0.64～1.14MPa。因此选用的液压支架的支护强度能满足顶板支护所需的强度。
[0045] 随采空区面积不断增大，顶板采用自然垮落法。采煤工作面支架距顶板允许的最大距离为1.3m，工作面支架必须沿底板走且镶入底板0.5m，如遇地质变化离开底板时必须打柱挂梁铺网支护。工作面的高度为2.0m，落煤步距为0.8m，放煤步距2.4m，采放比为1∶6，放顶煤高度为12.0m，总计放煤高度为14.0m。
[0046] 另外，本发明的方法还包括以下的步骤：
[0047] 超前支护：对工作面顶板巷超前20m范围内的巷道必须使用铰接梁和单体柱加强支护。0-10.0m范围内加打双排柱，间距1.0m，排距1.0m，10-20.0m范围内加打单排柱(即靠煤壁侧超前支护长度不小于20.0m，另一侧超前支护长度不小于10.0m)。对工作面底板巷超前10m范围内的巷道必须使用铰接梁和单体柱加强支护。0-10.0m范围内加打单排柱，单体柱间距1.0m。
[0048] 端头管理：端头支护使用单柱和铰接顶梁支护。
[0049] 如果靠近顶板支架与顶板之间间隙超过1.3m时，加补悬移支架，加减悬移支架都在顶板巷进行。工作面高度不得低于1.6m。靠近采空区侧，打一排单体柱和铰接顶梁，间距不大于0.25m。当端头压力大时，可补打单体柱和π型钢进行加强支护。一梁二柱中使用的单体柱必须用铅丝或防倒绳与π型钢梁拴挂牢固。保证安全出口畅通，顶板巷管线贴帮吊挂合格，沿空留巷浮煤及时清理保证巷道高度不低于1.6m，工作面20m范围内杂物清理干净。放顶煤：推采3循放煤1次，放煤时间隔放煤，1个放煤口严禁1次放空，严禁从架前直接放煤。煤层松软情况下，放顶煤借助顶煤自重自行垮落进行落煤。若煤层较硬，移架后顶煤不垮落，无法采用自然垮落法放顶煤时，可采用在支架顶梁间打眼放炮预裂的方法放顶煤。药卷位置距支架顶梁2m以上，避免崩坏支架。装药要适量，使顶煤产生裂隙即可。落煤与移架间隔两架以上。
[0050] 落煤、装煤、运煤、顶板控制方式如下：
[0051] 落煤：采用爆破落煤辅以人工落煤。
[0052] 装煤、运煤：依据本工作面的客观条件，运输方式如下：采用刮板输送机运煤，采用车台装车。运输司机使用ZK-7-250V/600mm架线式电机车将空车送至采区工作面底板道大巷中，空车牵引到位后，装车工开动绞车(液压推车器)牵引矿车到装车位置，矿车牵引
