专利摘要

本申请涉及煤矿开采技术领域，尤其涉及一种适用于厚煤层综采放顶煤的无煤柱自成巷开采方法，其包括以下步骤：对巷道的顶板和两帮进行补强支护；施工顶板切缝爆破，形成预裂切缝；沿留巷架设巷内临时支护装置及挡矸装置；靠近留巷侧工作面端头的预设距离内不放煤；成巷稳定后，撤掉巷内的临时支护装置，并封闭采空区，留巷完成。顶板切缝爆破，更有利于采空区岩层的垮落，使切缝内岩层垮落后能较好地充填回采空间，留巷顶板在侧向形成了短臂梁结构，避免了在采空区形成较长悬顶，改善了沿空留巷围岩应力；留巷侧工作面端头一定范围内不放煤，进一步保证留巷侧空区填充效果，有效的限制了基本顶块体的旋转下沉，大大降低了对于留巷稳定性的影响。

权利要求

1.一种适用于厚煤层综采放顶煤的无煤柱自成巷开采方法，其特征在于，包括以下步骤：

在留巷巷道掘进时期对巷道的顶板和两帮进行补强支护；

超前工作面施工顶板切缝爆破，炮孔(10)布置在回采侧巷角线区域，形成预裂切缝(1)；

沿留巷架设巷内临时支护装置及挡矸装置；

在工作面回采过程中，靠近留巷侧工作面端头的预设距离X内不放煤，所述预设距离X的计算公式为，

其中，H_缝为切缝深度，单位为m，

θ为切缝线与竖直方向的夹角，单位为°，

m为煤层厚度，单位为m，

A为侧压力系数，

为煤层界面处的内摩擦角，单位为°，

c₀为煤层界面处的内聚力，单位为MPa，

K为应力集中系数，

γ为上覆岩层的平均容重，单位为N/m³，

H为巷道埋深，单位为m，

p_z为巷道回采侧煤帮的支护阻力，单位为Mpa；

工作面回采后，成巷稳定后，撤掉巷内的临时支护装置，并封闭采空区，留巷完成。

2.根据权利要求1所述的适用于厚煤层综采放顶煤的无煤柱自成巷开采方法，其特征在于，所述挡矸装置包括挡矸支柱(2)、双层金属网和柔模袋(4)，所述双层金属网固定在所述挡矸支柱(2)靠近采空区的一侧，所述柔模袋(4)铺设在所述双层金属网内，成巷稳定后，向所述柔模袋(4)中加注速凝弹性材料来封闭采空区。

3.根据权利要求1所述的适用于厚煤层综采放顶煤的无煤柱自成巷开采方法，其特征在于，所述挡矸支柱(2)包括可缩性搭接的上下两节U型钢，两节U型钢采用两副卡兰(6)连接，所述U型钢沿巷道走向间隔500mm布置，埋入底板不小于200mm。

4.根据权利要求1所述的适用于厚煤层综采放顶煤的无煤柱自成巷开采方法，其特征在于，在对巷道的顶板和两帮进行补强支护的步骤中，采用恒阻锚索(7)与注浆锚索(8)对顶板进行补强支护，采用普通锚索(9)对正帮进行补强支护，采用注浆锚索(8)和普通锚索(9)对副帮进行补强支护。

5.根据权利要求4所述的适用于厚煤层综采放顶煤的无煤柱自成巷开采方法，其特征在于，在留巷二次复用前，利用注浆锚索(8)向产生裂隙的顶板及副帮内进行注浆，提高顶板和副帮煤体的强度。

6.根据权利要求1所述的适用于厚煤层综采放顶煤的无煤柱自成巷开采方法，其特征在于，所述炮孔(10)向采空区偏转10～20°，炮孔(10)深为10-14m，炮孔(10)间距为450-550mm，炮孔(10)与巷道正帮距离为150-250mm。

7.根据权利要求1所述的适用于厚煤层综采放顶煤的无煤柱自成巷开采方法，其特征在于，炮孔(10)的封泥长度不小于3m，炮孔(10)内炸药卷数量由里向外逐渐减少，且紧邻封泥的聚能管不放置炸药卷。

8.根据权利要求1所述的适用于厚煤层综采放顶煤的无煤柱自成巷开采方法，其特征在于，在沿留巷架设巷内临时支护装置的步骤中包括：在工作面前方50m范围内，采用双排单元式支架(11)进行支护，单元式支架(11)之间保留2m的回撤空间。

9.根据权利要求8所述的适用于厚煤层综采放顶煤的无煤柱自成巷开采方法，其特征在于，在架后250m范围内采用单排单元式支架与单体棚联合进行支护，在预裂切缝(1)侧布设一排单元式支架(11)，非切缝侧布设2列单体棚(12)。

说明书

技术领域

本申请涉及煤矿开采技术领域，尤其涉及一种适用于厚煤层综采放顶煤的无煤柱自成巷开采方法。

背景技术

煤炭是我国的主要能源，其储量丰富。在我国探明的煤炭储量当中，厚煤层的储量就占44％，这是我国的资源优势。针对厚煤层的综采放顶煤技术由于其安全、高效以及低成本的特点已成为我国厚煤层开采技术的重要发展方向。然而由于厚煤层采高大，煤层开采后，采空区空间大，大采高引起的采场顶板覆岩活动范围增高，尤其在坚硬顶板条件下，容易造成悬顶面积过大，引发巨大的采场压力，造成沿空巷道很难维护。同时由于顶煤放出不充分，容易导致空区内余煤残留，容易导致空区发火自燃等一系列安全问题。目前厚煤层放顶煤开采多采用留设煤柱来支撑顶板，同时封闭采空区。这种方法存在着许多的不利条件，如果留设煤柱过小，则煤柱难以支撑采场顶板压力，容易导致严控巷道被压坏；若留设煤柱过大，虽然可以支撑采场顶板压力，但是会浪费大量煤炭资源无法回采，造成资源损失和浪费并且留设煤柱会引起煤与瓦斯突出，冲击矿压等严重灾害，造成设备损毁和人员的巨大伤亡，安全隐患巨大。

无煤柱自成巷技术是指通过对回采巷道进行补强支护后，在巷道将要形成采空区侧进行定向预裂爆破，将顶板按照设计位置进行切缝，切缝结束后随着工作面煤层的回采，在矿山压力作用下，采空区顶板沿着预裂切缝垮落形成巷帮，利用原巷道部分空间和支护自动形成新巷道，作为下一工作面的回采巷道的技术。无煤柱自成巷开采技术通过采用预裂爆破、恒阻锚索补强支护、架后挡矸等技术手段，减弱了采场顶板作用于巷道的压力，取消了区段煤柱提高了资源回收率，能够少掘进一条顺槽，降低了万吨掘进率，具有良好的应用前景，已成为煤炭行业技术发展的主流趋势。

然而当前无煤柱自成巷技术主要应用于厚度不大于4m的煤层，近年来随着技术的发展，无煤柱自成巷技术逐渐应用于厚煤层，但是上述厚煤层均采用普通综采技术，针对厚煤层放顶煤开采条件下的无煤柱自成巷技术从未见相关报道。厚煤层放顶煤开采条件下如果采用传统的中厚煤层沿空留巷方式，需要对巷道顶板支护是采用的锚索长度为3倍左右的采高，厚煤层的综采厚度在8-15m以上，需要的锚索长度达到30m左右，现有技术无法实现。厚煤层放顶煤开采条件下，在工作面后方采空侧的顶煤和直接顶在巷旁充填体早期支护阻力和岩层自重作用下沿巷旁充填体边缘破断，此阶段基本顶的块体会随着直接顶的垮落发生旋转下沉，对于留巷的稳定性会产生较大影响，特别对于厚煤层的放顶煤开采方式，采场顶板活动范围增高，加之顶煤的不断放出，对留巷顶板扰动更为剧烈；由于煤层较厚，留巷巷道顶板常常为煤体，相比岩石其强度低，更为松散，在多次扰动作用下更容易破裂失稳，因此，厚煤层综采放顶煤条件下沿空留巷上方基本顶块体的旋转运动对留巷的稳定性具有更为严重的影响。

发明内容

为了解决上述技术问题，本申请提供了如下技术方案。

本申请提供了一种适用于厚煤层综采放顶煤的无煤柱自成巷开采方法。该方法包括以下步骤：

在留巷巷道掘进时期对巷道的顶板和两帮进行补强支护；

超前工作面施工顶板切缝爆破，炮孔布置在回采侧巷角线区域，形成预裂切缝；

沿留巷架设巷内临时支护装置及挡矸装置；

在工作面回采过程中，靠近留巷侧工作面端头的预设距离X内不放煤，所述预设距离X的计算公式为，

其中，H_缝为切缝深度，单位为m，

θ为切缝线与竖直方向的夹角，单位为°，

m为煤层厚度，单位为m，

A为侧压力系数，

为煤层界面处的内摩擦角，单位为°，

c₀为煤层界面处的内聚力，单位为MPa，

K为应力集中系数，

γ为上覆岩层的平均容重，单位为N/m³，

H为巷道埋深，单位为m，

p_z为巷道回采侧煤帮的支护阻力，单位为Mpa；

工作面回采后，成巷稳定后，撤掉巷内的临时支护装置，并封闭采空区，留巷完成。

进一步的，所述挡矸装置包括挡矸支柱、双层金属网和柔模袋，所述双层金属网固定在所述挡矸支柱靠近采空区的一侧，所述柔模袋铺设在所述双层金属网内，成巷稳定后，向所述柔模袋中加注高水材料来封闭采空区。

进一步的，所述挡矸支柱包括可缩性搭接的上下两节U型钢，两节U型钢采用两副卡兰连接，所述U型钢沿巷道走向间隔500mm布置，埋入底板不小于200mm。

进一步的，在对巷道的顶板和两帮进行补强支护的步骤中，采用恒阻锚索与注浆锚索对顶板进行补强支护，采用普通锚索对正帮进行补强支护，采用注浆锚索和普通锚索对副帮进行补强支护。

进一步的，在留巷二次复用前，利用注浆锚索向产生裂隙的顶板及副帮内进行注浆，提高顶板和副帮煤体的强度。

进一步的，所述炮孔向采空区偏转10～20°，炮孔深为10-14m，炮孔间距为450-550mm，炮孔与巷道正帮距离为150-250mm。

进一步的，炮孔的封泥长度不小于3m，炮孔内炸药卷数量由里向外逐渐减少，且紧邻封泥的聚能管不放置炸药卷。

进一步的，在沿留巷架设巷内临时支护装置的步骤中包括：在工作面前方50m范围内，采用双排单元式支架进行支护，单元式支架之间保留2m的回撤空间。在架后250m范围内采用单排单元式支架与单体棚联合进行支护，在预裂切缝侧布设一排单元式支架，非切缝侧布设2列单体棚。

进一步的，在沿留巷架设巷内临时支护装置的步骤中还包括：在架后250m范围内采用单排单元式支架与单体棚联合进行支护，在预裂切缝侧布设一排单元式支架，非切缝侧布设2列单体棚。

本申请实施例提供的上述技术方案与现有技术相比具有如下优点：通过巷顶板切缝爆破，更有利于采空区岩层的垮落，使切缝内岩层垮落后能较好地充填回采空间，留巷顶板在侧向形成了短臂梁结构，避免了在采空区形成较长悬顶，改善了沿空留巷围岩应力，即减小了给留巷带来较大的附加荷载；留巷侧工作面端头一定范围内不放煤，进一步保证留巷侧空区填充效果，并且给出了有效的不放煤范围的计算公式，有效的限制了基本顶块体的旋转下沉，大大降低了对于留巷稳定性的影响。

附图说明

此处的附图被并入说明书中并构成本说明书的一部分，示出了符合本发明的实施例，并与说明书一起用于解释本发明的原理。

为了更清楚地说明本发明实施例或现有技术中的技术方案，下面将对实施例或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，对于本领域普通技术人员而言，在不付出创造性劳动性的前提下，还可以根据这些附图获得其他的附图。

图1是本申请实施例中的岩层断面示意图；

图2为本申请提供的开采方法中炮孔内装药方式示意图；

图3是本申请提供的开采方法中巷道补强支护平面展开图；

图4是本申请提供的开采方法中超前区支护设计示意图；

图5是本申请提供的开采方法中架后临时支护设计示意图；

图6是本申请提供的开采方法中挡矸装置结构示意图；

图7是本申请提供的开采方法中柔模袋中灌注弹性速凝材料后效果图；以及

图8是本申请提供的开采方法中成巷稳定后空区封闭效果图。

图中：

1、预裂切缝；2、挡矸支柱；3、第一金属网；4、柔模袋；5、第二金属网；6、卡兰；7、恒阻锚索；8、注浆锚索；10、炮孔；11、单元式支架；12、单体棚；13、连接杆。

具体实施方式

为了使本技术领域的人员更好地理解本申请方案，下面将结合本申请实施例中的附图，对本申请实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本申请一部分的实施例，而不是全部的实施例。基于本申请中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都应当属于本申请保护的范围。

需要说明的是，本申请的说明书和权利要求书及上述附图中的术语“第一”、“第二”等是用于区别类似的对象，而不必用于描述特定的顺序或先后次序。应该理解这样使用的数据在适当情况下可以互换，以便这里描述的本申请的实施例。此外，术语“包括”和“具有”以及他们的任何变形，意图在于覆盖不排他的包含，例如，包含了一系列步骤或单元的过程、方法、系统、产品或设备不必限于清楚地列出的那些步骤或单元，而是可包括没有清楚地列出的或对于这些过程、方法、产品或设备固有的其它步骤或单元。

在本申请中，术语“上”、“下”、“内”、“中”、“外”、“前”、“后”等指示的方位或位置关系为基于附图所示的方位或位置关系。这些术语主要是为了更好地描述本申请及其实施例，并非用于限定所指示的装置、元件或组成部分必须具有特定方位，或以特定方位进行构造和操作。

并且，上述部分术语除了可以用于表示方位或位置关系以外，还可能用于表示其他含义，例如术语“上”在某些情况下也可能用于表示某种依附关系或连接关系。对于本领域普通技术人员而言，可以根据具体情况理解这些术语在本申请中的具体含义。

此外，术语“设置”、“连接”、“固定”应做广义理解。例如，“连接”可以是固定连接，可拆卸连接，或整体式构造；可以是机械连接，或电连接；可以是直接相连，或者是通过中间媒介间接相连，又或者是两个装置、元件或组成部分之间内部的连通。对于本领域普通技术人员而言，可以根据具体情况理解上述术语在本申请中的具体含义。

需要说明的是，在不冲突的情况下，本申请中的实施例及实施例中的特征可以相互组合。下面将参考附图1-8并结合实施例来详细说明本申请。

本申请实施例提供了本申请提供了一种适用于厚煤层综采放顶煤的无煤柱自成巷开采方法，其包括以下步骤：

步骤一：在留巷巷道掘进时期对巷道的顶板和两帮进行补强支护；

步骤二：超前工作面施工顶板切缝爆破，炮孔布置在回采侧巷角线，形成预裂切缝；

步骤三：沿留巷架设巷内临时支护装置及挡矸装置；

步骤四：在工作面回采过程中，靠近留巷侧工作面端头的预设距离X内范围内不放煤；

步骤五：工作面回采后，成巷稳定后，撤掉巷内的临时支护装置，并封闭采空区，留巷完成。

在上述实施例提供的开采方法中，在步骤二中通过对巷道顶板切缝爆破，更加有利于采空区岩层的垮落，使切缝内岩层垮落后能较好地充填回采空间，并且使得留巷顶板在侧向形成了短臂梁结构，避免了在采空区形成较长悬顶，改善了沿空留巷围岩应力，即减小了给留巷带来较大的附加荷载，一定程度上切断了应力传递；在步骤四中，留巷侧工作面端头一定范围内不放煤，进一步保证留巷侧空区的填充效果，有效的限制了基本顶块体的旋转下沉，大大降低了对于留巷稳定性的影响，再结合巷道的补强支护，进一步增加留巷的稳定性。

由于放顶煤开采方式采高的增加、顶煤的放出作用以及顶板的特殊性，留巷顶板受到工作面推进、顶煤放出以及留巷复用期间的多次扰动，更容易产生各种裂隙，导致顶板强度降低，影响巷道稳定。常规的补强支护虽然能实现让压变形，但是不能提高裂隙岩体的自身强度。在一些实施例中，在步骤一中对巷道的顶板和两帮进行补强支护的过程中，采用恒阻锚索与注浆锚索对顶板进行补强支护，采用普通锚索对正帮进行补强支护，采用注浆锚索和普通锚索对副帮进行补强支护。在留巷二次复用前，利用注浆锚索向产生裂隙的顶板及副帮内进行注浆，提高顶板和副帮煤体的强度。

切缝爆破容易对煤质顶板造成损伤，普通开采条件留巷顶板多为泥岩或粉砂岩，而厚煤层放顶煤留巷顶板则为煤，相比岩石而言，煤的强度更低，节理裂隙更为发育，在相同的爆破参数条件下，煤质顶板更容易产生破坏从而影响巷道稳定性。为了最大程度减弱切缝爆破对煤质顶板的损伤，在一些实施例中，优选采用“长封泥+递减装药”的爆破参数设计方法，炮孔的封泥长度不小于3m，炮孔内炸药卷数量由里向外逐渐减少，且紧邻封泥的聚能管不放置炸药卷。优选的，炮孔向采空区偏转10～20°，炮孔深为10-14m，炮孔间距为450-550mm，炮孔与巷道正帮距离为150-250mm。

巷内采用临时支护装置进行临时加强支护，初期即可提供较大的切顶阻力，限制留巷初期顶板的快速下沉，抵抗强烈的采动压力。在一些实施例中，在沿留巷架设巷内临时支护装置的步骤中包括：在工作面前方50m范围内，采用双排单元式支架进行支护，单元式支架之间保留2m的回撤空间。在架后250m范围内采用单排单元式支架与单体棚联合进行支护，在预裂切缝侧布设一排单元式支架，非切缝侧布设2列单体棚。在架后250m范围内采用单排单元式支架与单体棚联合进行支护，在预裂切缝侧布设一排单元式支架，非切缝侧布设2列单体棚。

本申请提供的上述技术方案能够很好的适应厚煤层综采放顶煤开采条件下的应力特征、围岩特征以及采空区特征。该技术主要包括顶板预裂切缝技术、巷道补强支护技术、巷道临时支护技术以及架后挡矸技术。下面将以9m煤层综采放顶煤工作面(采高4m，放煤高度5m)为例，对该技术方案进行详细介绍，其岩层结构如图1所示，煤层实际厚度为9.06m，煤层上覆岩层依次为1.50m厚度的粉砂岩、15.10m厚度的中砂岩以及9.10m厚度的细砂岩，煤层底板为2.04m厚度的粉砂岩。适用于如图1所示厚煤层的综采放顶煤的无煤柱自成巷开采方法如下文所述。

步骤一：在留巷巷道掘进时期对巷道的顶板和两帮进行补强支护。

如图3和4所示，采用恒阻锚索7与注浆锚索8对顶板进行补强设计。通过计算设计恒阻锚索支护长度为13.3m，锚索直径为21.8mm，垂直于顶板方向布置，共布设3列，第一列恒阻锚索距留巷正帮600mm，排距1000mm；第二列位于巷道中线布设，排距2000mm；第三列距巷道副帮600mm布置，排距为2000mm。第一列恒阻锚索相邻锚索之间用W钢带连接(W钢带平行于巷道走向)。顶板注浆锚索8的长度为8.3m，直径为21.8mm，每排3根，间排距为1250×2000mm，每排采用槽钢进行连接。

如图3和4所示，正帮补打4.3m长的普通锚索9，此处普通锚索的直径选择为21.8mm，间排距为1800×2000mm。副帮补打6.3m长的注浆锚索8以及6.3m的普通锚索。注浆锚索的直径选择为21.8mm，间排距选择为1800×2000mm；普通锚索的直径选择为21.8mm，间排距选择为1800×2000mm，每排2根。

当然，顶板和两帮的补强支护方式并不局限于上述的具体形式，具体可以依据岩层结构和开采参数来具体设计。

步骤二：超前工作面施工顶板切缝爆破，炮孔10布置在回采侧巷角线，形成预裂切缝1。

如图3所示，通过计算设计切缝孔深为12m，炮孔10间距为500mm，炮孔10在巷道顶板的开孔位置与巷道正帮距离为200mm，炮孔向采空区偏转10°。为了最大程度减弱切缝爆破对煤质顶板的损伤，采用“长封泥+递减装药”的爆破参数设计方法，如图2所示，炮孔的封泥长度为3m，放置6根长为1.5m的聚能管，孔内药卷数量由里向外逐渐减少，紧挨封泥的聚能管不放置炸药卷，最终确定装药结构为3+3+2+1+1+0，即由里至外炸药卷的数量依次为3卷、3卷、2卷、1卷、1卷和0卷。

步骤三：沿留巷架设巷内临时支护装置及挡矸装置。

如图4所示，超前支护区(工作面前方50m)采用双排单元式支架11进行支护，单元式支架11之间保留2m的回撤空间。如图5所示，在架后临时支护区(架后250m)采用单排单元式支架11与单体棚12联合进行支护。具体的，在预裂切缝1侧布设一排单元式支架11，在非切缝侧布设2列单体棚12，第一列单体棚12距副帮500mm，第二列单体棚距第一列单体棚2000mm，单体棚采用1m铰接顶梁沿巷道走向布设。

步骤四：在工作面回采过程中，靠近留巷侧工作面端头预设距离X内不放煤。本步骤的目的在于，通过留巷侧工作面端头一定范围内不放煤，使得未放的顶煤和上覆岩层沿着预裂切缝1自然垮落，垮落的顶面和岩层破碎后堆积体积膨胀，最终实现与顶板自然接顶，实现对顶板的支撑，限制基本顶的旋转下沉，减少应力扰动，起到了巷旁小煤柱的效果，进而将厚煤层的放顶煤的开采方法转化为了传统的中厚煤层的沿空留巷的110工法，最终形成一个保证留巷侧空区填充支护效果。

具体的，靠近留巷侧工作面端头的预设距离X内不放煤，发明人经过试验模拟和现场实际情况总结出，预设距离X的大小与预裂切缝水平投影长度和巷帮塑性区的范围息息相关。当预设距离X采用下面的计算公式可以获得较好的留巷稳定性。具体计算公式为：

其中，H_缝为切缝深度，单位为m，在本申请实施例中H_缝＝12m；

θ为切缝线与竖直方向的夹角，单位为°，在本实施例中即为前述的炮孔向采空区偏转角度，亦即θ＝10°；

m为煤层厚度，单位为m，在本实施例中即为m＝9.06m；

A为侧压力系数，无量纲；

为煤层界面处的内摩擦角，单位为°；

c₀为煤层界面处的内聚力，单位为MPa；

K为应力集中系数，无量纲；

γ为上覆岩层的平均容重，单位为N/m³；

H为巷道埋深，单位为m，在本实施例中H＝34.76m；

p_z为巷道回采侧煤帮的支护阻力，单位为Mpa。

在上述各参数中，A、 c₀、K、γ、H、p_z根据当前的采矿条件和试验获得。

上述公式较好的解决了不放煤的范围难以确定的问题，在保证对顶板较佳支护的前提下，不会导致不放煤范围过大，造成煤炭资源的浪费。需要说明的是，由于不放煤的距离只能通过采煤支架来控制，实际操作过程中，通过上面的公式计算出X后，除以单个采煤支架的长度，然后向上取整，即为巷道端头不放煤的支架数量。

步骤五：工作面回采后，成巷稳定后，撤掉巷内的临时支护装置，并封闭采空区，留巷完成，如图8所示。

现有的挡矸技术不能满足空区封闭要求，并且本申请中端头一定范围内不放煤，支架上方的煤体垮落后形成的散体煤有容易引发自燃，采空区封闭更为重要。现有技术总通过架设挡矸护帮结构，然后通过喷浆的方式来实现隔离空区的目的，留巷过程中多采用喷涂化学材料来封闭空区，虽然形成的化学喷层具有一定的变形能力，但是变形能力较弱，在强动压扰动作用下仍然会发生变形开裂，从而失去空区封闭功能，易造成较大的安全隐患。由于采空区内存在一定的遗煤，容易引起自燃发火，因此要求挡矸结构在承受多次扰动、滑移让压的同时能够很好地保证空区密闭性。常规的挡矸技术虽然能实现一定程度的滑移让压，但是其对空区封闭效果不理想，不能满足放顶煤空区封闭要求。为了解决上述问题，在一些实施例中，如图5～7所示，挡矸装置包括挡矸支柱2、双层金属网和柔模袋4，双层金属网包括第一金属网3和第二金属网5，所述双层金属网固定在所述挡矸支柱2靠近采空区的一侧，所述柔模袋4铺设在所述双层金属网内，成巷稳定后，向所述柔模袋4中加注速凝弹性材料来封闭采空区。具体的，在回采工作面后方紧靠采空区侧布置挡矸支柱2，并在挡矸支柱2靠近采空区的一侧固定第一金属网3，在第一金属网3靠近采空区的一侧铺设柔模袋4，在柔模袋4靠近采空区的一侧铺设第二金属网5，柔模袋4伴随工作面的采煤支架的前移同步向前铺设，可以及时对采后部分进行及时封闭；向铺设好的所述柔模袋4内灌注速凝弹性材料，速凝弹性材料在柔模袋内会慢慢固结，用于封闭矸石帮。

在上述实施例中，采用定向预裂爆破切缝技术配合恒阻锚索支护来减弱顶板应力传递，通过端头一定范围内不放煤形成支护煤柱，增大巷道抗动压能力；与此同时将能够发生较大变形的柔模袋和速凝弹性材料与挡矸结构相结合，来实现让压变形的同时保证采空区良好封闭效果的目的。如图所示，随着工作面的推进，在矿山压力的作用下，支架上方的未放的煤和直接顶岩石开始垮落，并冲击、挤压第二金属网5、第一金属网3、挡矸支柱2和柔模袋4。在挤压的过程中金属网及挡矸支柱2出现一定的变形，但由于柔模袋4内的速凝弹性材料的特殊性以及挡矸结构的特殊性，虽然出现一定变形但是柔模袋4仍可以起到良好的封闭效果。最终垮落的矸石被压实形成矸石墙，在矸石墙及挡矸支柱2、第二金属网5和第一金属网3的夹持作用下，空区密闭结构最终稳定，从而封闭采空区。

在一些实施例中，如图6所示，第二金属网5和柔模袋4的高度超出巷道高度，超出的尺寸以800-1200mm为宜，超出部分均向采空区上方延伸，第一金属网3的高度与巷道高度相同，第一金属网3、第二金属网5和挡矸支柱2形成稳定的整体结构，具体的，柔模袋4铺设完毕后再铺设第二金属网5，第二金属网5可以与顶板部分的第一金属网3捆扎在一起，两层金属网之间间隔一定距离(与所设计的柔模袋厚度一致)，并用铁丝等金属丝固定。优选的，第一金属网3和第二金属网5之间的距离为10-150mm，即最终形成的速凝弹性材料在凝固的厚度范围为10-150mm，由于该结构无需提供支护功能，不要求强度，可以设计较小的厚度来适应大变形。双层金属网及柔模袋4铺设完毕后，将第一金属网捆绑固定在挡矸支柱2上，以保持整体结构的稳定性。第二金属网5和柔模袋4的高度超出巷道高度，用于实现柔模袋与顶板之间的密封，超出部分的柔模袋一开始在第二金属网的支撑作用下铺设在切缝处，最终会被垮落的矸石挤压在切缝处，形成于顶板之间的密封。优选的，第一金属网和第二金属网均选择为钢筋网。

需要说明的是，速凝弹性材料包括但不限于高水充填材料、发泡胶和速凝橡胶。要求速凝弹性材料在凝固之后具有一定弹性，可以承载一定的变形量，例如高水充填材料可以选择为公开号为CN1257846A的发明专利公开的一种低弹模低灰混凝土，发泡胶可以选择为聚氨酯泡沫胶，速凝橡胶可以选择为喷涂速凝液体橡胶。

在一些实施例中，沿巷道走向方向上采用多个柔模袋4依次搭接的方式延伸，相邻两柔模袋4的搭接宽度为150-250mm。这样可以充分利用现有柔模袋的尺寸，完成对于巷道内长距离挡矸密封的需求。搭接宽度在150-250mm，可以充分保证搭接处的密封，避免两个柔模袋的连接处发生泄漏。每个柔模袋的设计长度优选为采煤支架每次推进的距离，可以实现柔模袋在架后的即采即铺，更加方便快捷的封闭采空区。

在一些实施例中，如图6所示，挡矸支柱2包括可缩性搭接的上下两节U型钢，两节U型钢采用两副卡兰6连接，U型钢沿巷道走向间隔500mm布置，埋入底板不小于200mm，并用木楔子固定，使U型钢保持在同一直线上，然后铺设第一金属网。挡矸支柱2作为挡矸护帮结构，其采用两节U型钢在动压扰动下可以产生滑移变形，来吸收能量，具有很好的让压功能，顶板的恒阻锚索1配合该结构的挡矸支柱2后可以进一步减弱动压扰动索造成的顶板或者帮部的应力集中，增强了巷道抗动压能力，避免了顶板锚索及正帮护帮结构的失效，从而保证成巷效果。优选的，U型钢采用36U上下两节可缩性搭接，采用两副卡兰连接，卡兰上下沿距U型钢搭接端头各50mm，搭接长度大于1m，相邻U型钢之间用连接杆13连接，实现挡矸支柱的稳定性。

在一些实施例中，速凝弹性材料通过柔模袋4上预留的注浆孔灌注进柔模袋4中，灌注完成后要求速凝弹性均匀的填充在柔模袋4中，个别角落及边缘等速凝弹性材料不易流进的地方需采用手动挤压等方式辅助高水材料流动，从而保证填充效果。同时需特别注意柔模袋搭接处是否出现错动产生缝隙，发现问题及时处理。

本申请实施例提供的技术方案能够在大变形的同时保证良好的采空区封闭效果。由于柔模袋中速凝弹性材料的特殊性，能够适应挡矸结构的较大变形，而不出现局部开裂、剥落等现象，在留巷及其复用期间的多次动压扰动下仍能保持良好的密闭效果，不会出现局部漏风等情况，与此同时，在矸石的挤压作用下，柔模袋中的速凝弹性材料会在矸石墙与金属网的挤压下发生一定变形，速凝弹性材料从压力较高的地方向压力较小的地方变形，能够更好地填充矸石墙与金属网之间的空隙，从而能够很好地保证空区封闭效果。

本申请适用于厚煤层综采放顶煤的无煤柱自成巷开采方法主要采用特殊的装药结构减弱对软弱顶板的损伤；采用恒阻锚索与注浆锚索相结合提高巷道围岩二次复用前的强度；留巷侧工作面端头不放煤，保证大采高条件下的对于顶板的支护效果；将挡矸结构与柔模袋结构相结合，在挡矸的同时保证空区密闭性。其技术优势如下：

(1)能够保证切缝效果的同时最大程度上减弱对顶板的损伤。前文所述的“长封泥+递减装药”的结构能够保证切缝效果的同时最大程度上减弱对顶板的损伤。

(2)能够提高巷道受动压扰动变形围岩的强度。通过恒阻锚索与注浆锚索相结合，对巷道围岩变形较大、产生裂隙部位进行注浆，从而提高围岩强度，保证留巷效果及留巷二次复用期间巷道的稳定性。

(3)能够取得良好的空区封闭效果。通过使留巷侧工作面端头预设范围内不放煤来保证对顶板的支护效果，保证留巷的稳定性。与此同时前文所述的挡矸及柔模结构能够实现与巷道同步的让压变形，而且在让压的同时能够保证空区密闭效果，防止空区发火自燃。

(4)能够取得良好的留巷效果。本技术能够很好的实现厚煤层放顶煤条件下的沿空自成巷，且巷道变形量小，围岩稳定性好，能够很好的满足复用要求。

本申请中各未述及结构的对应的布置位置和连接关系，各未述及步骤的相互时序和控制参数均可参考现有技术中的同类装置和方法，各未述及结构的连接关系、操作及工作原理对于本领域的普通技术人员来说是可知的，在此不再详细描述。

本说明书中部分实施例采用递进的方式描述，每个实施例重点说明的都是与其他实施例的不同之处，各个实施例之间相同相似部分互相参见即可。

以上仅是本发明的具体实施方式，使本领域技术人员能够理解或实现本发明。对这些实施例的多种修改对本领域的技术人员来说将是显而易见的，本文中所定义的一般原理可以在不脱离本发明的精神或范围的情况下，在其它实施例中实现。因此，本将不会被限制于本文所示的这些实施例，而是要符合与本文所申请的原理和新颖特点相一致的最宽的范围。

适用于厚煤层综采放顶煤的无煤柱自成巷开采方法专利购买费用说明

Q：办理专利转让的流程及所需资料

A：专利权人变更需要办理著录项目变更手续，有代理机构的，变更手续应当由代理机构办理。

1：专利变更应当使用专利局统一制作的“著录项目变更申报书”提出。

2：按规定缴纳著录项目变更手续费。

3：同时提交相关证明文件原件。

4：专利权转移的，变更后的专利权人委托新专利代理机构的，应当提交变更后的全体专利申请人签字或者盖章的委托书。

Q:专利著录项目变更费用如何缴交

A：（1）直接到国家知识产权局受理大厅收费窗口缴纳,（2）通过代办处缴纳，（3）通过邮局或者银行汇款,更多缴纳方式

Q：专利转让变更，多久能出结果

A：著录项目变更请求书递交后，一般1-2个月左右就会收到通知，国家知识产权局会下达《转让手续合格通知书》。