一种软顶煤层无爆破切顶卸压沿空留巷方法与流程

本发明属于煤矿开采技术领域，尤其是涉及一种软顶煤层无爆破切 顶卸压沿空留巷方法。

背景技术：

沿空留巷技术的日益成熟使矿井高效生产和节约成本的目标得以实 现。然而，由于切顶过程中存在爆破环节，在井下有限空间中实施爆破作 用，危险性大，爆破作用产生大量煤尘，不仅不利于作业人员的健康，同 时也恶化了作业环境，且井下存在瓦斯等可燃性气体，爆破工艺在一定程 度上对矿井的安全生产产生巨大威胁。

我国有大量赋存于“三软”地质条件下的煤炭资源，这些煤层的顶板 一般为Ⅰ，Ⅱ类不稳定顶板，直接顶顶板岩层裂隙发育、破碎，抗压强度 指数很低或为软顶煤，基本上是一旦失去支撑很快就冒顶，若不能支护刚 裸露的顶板或顶煤，梁端会冒顶；目前对于这种地质的煤矿开采依然采用 传统的爆破切顶留巷，危险性大，污染严重。

技术实现要素：

本发明的目的在于克服上述现有技术中的不足，提供一种软顶煤层无 爆破切顶卸压沿空留巷方法，其方法通过钻切缝孔，代替原有沿空留巷中 的爆破切顶环节，使沿空留巷过程更加安全；同时节约了炸药使用量，降 低了沿空留巷成本，改善了工作环境，确保了沿空留巷工艺的安全进行。

为实现上述目的，本发明采用的技术方案是：一种软顶煤层无爆破切 顶卸压沿空留巷方法，其特征在于，包括以下步骤：

步骤一、在预留巷道靠近采空区的一侧的顶板上设置锚索，由锚索对 预留巷道的顶板进行加固，锚索加固施工超前开采工作面50m～80m完成；

步骤二、在预留巷道靠近采空区的一侧沿预留巷道走向钻多个切缝 孔，多个所述切缝孔共同形成预裂切缝，钻切缝孔施工超前开采工作面 50m～80m完成；

步骤三、在预留巷道靠近采空区的一侧的正帮外侧退锚施工，退锚施 工超前开采工作面30m～50m完成；

步骤四、随着开采工作面的推进，及时对预留巷道进行临时加强支护 和挡矸支护；

步骤五、随着开采工作面的推进，采空区的顶板垮落，形成沿空留巷， 沿空留巷稳定后，撤回步骤四中所述的临时加强支护。

上述的一种软顶煤层无爆破切顶卸压沿空留巷方法，其特征在于：步 骤一中所述锚索的数量为多个，多个所述锚索沿预留巷道靠近采空区的一 侧的顶板上均匀设置，多个所述切缝孔(4)的连线与锚索(1)之间的距 离为0.8m～1m。

上述的一种软顶煤层无爆破切顶卸压沿空留巷方法，其特征在于：步 骤二中所述的多个切缝孔均匀布设，相邻两个所述切缝孔之间的距离为 0.3m～0.5m。

上述的一种软顶煤层无爆破切顶卸压沿空留巷方法，其特征在于：步 骤二中所述切缝孔的深度为HF，HF由煤层开采高度HC、顶板下沉量ΔH1、 底臌量ΔH2和碎胀系数K通过公式计算得出，所述切缝孔 为向采空区侧倾斜的倾斜孔，所述切缝孔的中心线与竖直面之间的夹角α 为10°～20°。

上述的一种软顶煤层无爆破切顶卸压沿空留巷方法，其特征在于：步 骤四中所述临时加强支护为采用钢梁和单体液压支柱配合形成的多个动 压临时加强支护结构，每个所述动压临时加强支护结构均包括一个钢梁和 设置在其底部的多个单体液压支柱，所述钢梁为π型钢梁或11#矿用工字 钢。

上述的一种松软顶板煤层无爆破切顶卸压沿空留巷方法，其特征在 于：每个所述动压临时加强支护结构中所述单体液压支柱的数量为四个， 四个所述单体液压支柱分别为第一单体液压支柱、第二单体液压支柱、第 三单体液压支柱和第四单体液压支柱，所述第一单体液压支柱距钢梁靠近 采空区端头的距离L1为150mm～200mm，所述第二单体液压支柱与第一 单体液压支柱之间的距离L2为500mm～600mm，所述第三单体液压支柱 与第二单体液压支柱之间的距离L3为800mm～1000mm，所述第四单体液 压支柱与第三单体液压支柱之间的距离L4为800mm～1000mm，所述第四 单体液压支柱距钢梁远离采空区端头的距离L5为150mm～200mm。

上述的一种松软顶板煤层无爆破切顶卸压沿空留巷方法，其特征在 于：所述动压临时加强支护结构支撑在预留巷道的底板上，述单体液压支 柱与所述底板之间设置有垫木和木楔。

上述的一种松软顶板煤层无爆破切顶卸压沿空留巷方法，其特征在 于：所述切缝孔为圆孔，所述切缝孔的孔径为30mm～50mm。

本发明与现有技术相比具有以下优点：

1、本发明实用性强，推广应用价值高。

2、本发明通过钻切缝孔，代替原有沿空留巷中的爆破切顶环节，使 沿空留巷过程更加安全；同时节约了炸药使用量，降低了沿空留巷成本， 改善了工作环境，确保了沿空留巷工艺的安全进行。

3、本发明省略原有沿空留巷中的装药、组线、起爆、降尘、排险等 工序，降低了沿空留巷费用，缩短了沿空留巷时间，解决了沿空留巷出现 的爆破、煤尘浓度大、施工环境恶劣等重大难题，达到了安全、高效、低 耗、低成本、高效益生产的目的。

下面通过附图和实施例，对本发明做进一步的详细描述。

附图说明

图1为开采工作面和沿空留巷的俯视图。

图2为图1的A处放大图。

图3为沿空留巷临时加强支护的结构示意图。

图4为直接顶初次垮落后采空区的结构示意图。

附图标记说明：

1—锚索； 2—采空区； 3—预留巷道；

4—切缝孔； 5—钢梁；

6-1—第一单体液压支柱； 6-2—第二单体液压支柱；

6-3—第三单体液压支柱； 6-4—第四单体液压支柱。

具体实施方式

下面结合附图对本发明的应用原理作进一步描述。

本发明是针对软顶煤层采用的一种无爆破通过钻切缝孔4来实现切顶 卸压沿空留巷的方法，利用了软顶煤层强度低，可在“自身重力+上覆岩层 重力+巷旁支护作用力”的联合作用下沿采空区边缘切缝孔4的连线切落，形 成沿空留巷。

本发明具体实施方法为：

步骤一、在预留巷道3靠近采空区2的一侧的顶板上设置锚索1，由 锚索1对预留巷道3的顶板进行加固，锚索加固施工超前开采工作面 50m～80m完成；

步骤二、在预留巷道3靠近采空区2的一侧沿预留巷道3走向钻多个 切缝孔4，多个所述切缝孔4共同形成预裂切缝，钻切缝孔4施工超前开 采工作面50m～80m完成；

步骤三、在预留巷道3靠近采空区2的一侧的正帮外侧退锚施工，退 锚施工超前开采工作面30m～50m完成；

步骤四、随着开采工作面的推进，及时对预留巷道3进行临时加强支 护和挡矸支护；

步骤五、随着开采工作面的推进，采空区2的顶板垮落，形成沿空留 巷，沿空留巷稳定后，撤回步骤四中所述的临时加强支护。

本实施方式中，步骤一中所述锚索1的数量为多个，多个所述锚索1 沿预留巷道3靠近采空区2的一侧的顶板上均匀设置，多个所述切缝孔(4) 的连线与锚索(1)之间的距离为0.8m～1m。

本实施方式中，步骤二中所述的多个切缝孔4均匀布设，相邻两个所 述切缝孔4之间的距离为0.3m～0.5m。

本实施方式中，步骤二中所述切缝孔4的深度为HF，HF由煤层开采 高度HC、顶板下沉量ΔH1、底臌量ΔH2和碎胀系数K通过公式 计算得出，所述切缝孔4为向采空区2侧倾斜的倾斜孔， 所述切缝孔4的中心线与竖直面之间的夹角α为10°～20°。

本实施方式中，步骤四中所述临时加强支护为采用钢梁和单体液压支 柱配合形成的多个动压临时加强支护结构，每个所述动压临时加强支护结 构均包括一个钢梁5和设置在其底部的多个单体液压支柱，所述钢梁5为 π型钢梁或11#矿用工字钢。

本实施方式中，每个所述动压临时加强支护结构中所述单体液压支柱 的数量为四个，四个所述单体液压支柱分别为第一单体液压支柱6-1、第 二单体液压支柱6-2、第三单体液压支柱6-3和第四单体液压支柱6-4，所 述第一单体液压支柱6-1距钢梁5靠近采空区端头的距离L1为150mm～ 200mm，所述第二单体液压支柱6-2与第一单体液压支柱6-1之间的距离 L2为500mm～600mm，所述第三单体液压支柱6-3与第二单体液压支柱 6-2之间的距离L3为800mm～1000mm，所述第四单体液压支柱6-4与第 三单体液压支柱6-3之间的距离L4为800mm～1000mm，所述第四单体 液压支柱6-4距钢梁5远离采空区端头的距离L5为150mm～200mm。

本实施方式中，所述动压临时加强支护结构支撑在预留巷道3的底板 上，所述单体液压支柱与所述底板之间设置有垫木和木楔。

本实施方式中，所述切缝孔4为圆孔，所述切缝孔4的孔径为30mm～50mm。

具体实施例：

本实施例中，21309综采工作面位于南一下山采区中部，属3#煤层。 巷道沿煤层走向布置，工作面走向长度平均1171.6m，倾向宽度205m，面 积为240201.3㎡，辅助进风巷为切顶卸压留巷技术回采。东部与21308 综采工作面采空区相邻，南部以落差大于10m的大断层为界，西部与设计 的21310综采工作面相邻，北部与红旗渠南干渠保护煤柱为界。

3#煤岩层类型为半亮型，煤层以亮煤为主，中夹镜、暗煤细条带。煤 层结构简单，煤层下部局部含夹矸，夹矸厚度0.1-0.2m，底部有0.2-0.3m 厚粉末煤层。工作面两巷煤层厚度较稳定，煤层厚度0.8m～3.55m之间， 平均厚度2.1m，属较稳定的中厚煤层。煤层顶底板条件如下：

1、伪顶：伪顶厚度在0.10m～0.20m之间，一般厚度0.15m左右，岩 性为灰黑色泥岩，呈块状、易破碎，回采时随煤层垮落。

2、直接顶：粉砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩：黑色、灰黑色、灰色， 中厚层状、钙泥质胶结、含有少量的云母片，厚度2.5m-4.5m，含一层煤 线，较致密坚硬。

3、老顶：粉砂岩、细砂岩、中砂岩互层：致密、质较硬，泥质胶结， 水平层理，巨厚层状，含有较少的云母片，下部有完整的植物叶化石。岩 层厚度一般在4.5-6.0m，一般5.0m。

4、底板：该工作面伪底不发育，煤层直接底为灰色粉砂岩，泥质胶 结,中厚层状，含有植物根茎化石，厚度在3.8m～5.2m之间，一般在4.2m 左右，单向抗压强度23.77MPa。

步骤一、顶板加固支护

沿空留巷巷内顶板采用锚网索联合支护形式，采用4840mm托梁配合 冷拔丝网联合支护。

(1)锚杆长度选取

根据组合梁支护理论，锚固长度应满足：

L≥L1+L2+L3

式中：L为锚杆总长度，单位为mm；

L1为锚杆外露长度托板厚度+螺母厚度+<20～30>mm，此处顶锚杆取 100mm，单位为mm；

L2为锚杆有效长度，单位为mm；

L3为锚固端长度，单位为mm；

锚杆有效长度L2＝0.612(K1P/ψσ1σ2)/2

式中：K1为与施工方法有关的安全系数，掘进机掘进时K1＝2～3；爆破 法掘进时K1＝3～5；巷道受动压影响时K1＝5～6；该巷为沿空留巷，后期 后采动影响大，K1取为5；

P为直接顶自重均布载荷，单位为MPa，按照直接顶2.0m，容重 γ＝25kN/m3，则P为0.05MPa；

ψ为与组合梁层数有关的系数，当组合层数分别为：1、2、3和≥4时， ψ的取值相应为：1.0、0.75、0.7和0.65；

B为巷道跨度，单位为m，取5.0m；

σ1为最上一层岩层抗拉强度，可取试验强度的0.3～0.4倍，单位为 Mpa，可取0.2MPa；

σx为原岩水平应力，σx＝λγZ，单位为Mpa；

λ为侧压力系数，一般取值为0.25-0.4；

γ为容重，γ＝25kN/m3；

Z为巷道埋深，单位为m，按照资料显示最小可取380m左右383.4m～ 648.2m。

则有：

计算出，L2＝1240mm，取1300mm；

L3为锚固端长度，单位为mm，取值为800mm；

则L≥100+1300+800＝2200mm；

根据锚杆的标准长度规格，取锚杆长度为2400mm。

(2)锚杆杆体直径选取

按照经验公式：D＝L/110＝2400/110＝21.8mm；

取锚杆直径22mm。

(3)锚杆间、排距选取

根据悬吊理论，通常锚杆按等距排列，则锚杆间排距为：

式中：γ为煤岩容重，煤平均取20KN/m3；

L2为杆体有效长度：设计锚杆长度为2400mm时,L2取值为 1500mm。

K为安全系数，K取值为2

按照实际支护效果，Q取值为50KN。

则：

取a＝0.9m(900mm)。结合矿上实际应用经验，应增加锚杆支护密度， 因此可确定为锚杆间排距为800×900mm。

(4)锚索加强支护参数计算

针对巷道围岩特点，采用锚索进行加强支护，锚索长度：

La可取为6.0m； 式中：La为锚索长度，单位为m；

La1为锚索外露长度，单位为m；

La2为锚索有效长度，单位为m；

La3为锚索锚固长度，单位为m；

式中：N为锚索锚固力，单位kN；选取21.8的锚索，锚固力设计为 150KN。

D为锚索直径，单位为mm；

τ为锚固剂与岩石之间的粘结强度，单位为MPa。

直接顶厚度1.2m～1.5m，基本顶为粉砂岩、细砂岩、中砂岩互层，岩 层厚度4.5～6.0m，锚索有效长度可取3m。

(5)锚索加强支护施工

在预留巷道3靠近采空区2的一侧的顶板上设置锚索1，由锚索1对 预留巷道3的顶板进行加固，锚索加固施工超前开采工作面50m～80m完 成

步骤二、弱化顶板钻孔施工

(1)钻孔长度的确定

直接顶初次垮落后，一般将随着回柱放顶而在采空区逐步垮落，垮落 的岩层破碎后呈杂乱无章状态，岩体的总体力学特性类似于散体。由于岩 层破碎后体积将产生膨胀，因此直接顶垮落后，其堆积的高度将大于直接 顶岩层原来的厚度，前者与后者的比值称为碎胀系数K。影响碎胀系数 的重要因素是岩石破碎后块度的大小及其排列状态。

若直接顶岩层厚度为∑h，则垮落后的堆积高度为K∑h，它与老顶 之间可能留下的空隙高度为：

Δ＝∑h+HC-K∑h＝HC-(K-1)∑h (2.10)

式中：Δ为直接顶与老顶之间的空隙高度；

∑h为直接顶岩层的厚度；

HC为煤层开采高度；

K为直接顶碎胀系数。

此时，沿走向方向回采工作面前后的岩层情况如附图4所示。

在式(2.10)中，若令Δ＝0，即假设冒落的直接顶充满采空区，则：

切顶高度即指通过定向聚能爆破技术对煤层顶板定向切割裂缝，从顺 槽顶板平面到钻孔向上发育的最大垂直距离称为切顶高度。定向爆破切割 顺槽顶板是切顶卸压沿空留巷技术核心环节，足够的切顶高度能够保证切 落的矸石能够支撑起采空区上覆岩层的老顶岩梁的运动。考虑到实际情况 例如顶板预下沉及底臌等及以上理论分析，预裂钻孔深度HF可按如下式 (2.13)进行计算确定。

式中：ΔH1为顶板下沉量，单位为m；

ΔH2为底臌量，单位为m；

K为碎胀系数，一般顶板岩体为1.3～1.5。

根据实际工程经验，初步设计时可取为1.4。对于21309工作面，若 不考虑底臌、顶板下沉，仅考虑采高的影响，按式(2.13)计算可得HF初 步设计值约为6m。

(2)钻孔角度确定

假设侧向顶板厚层坚硬岩层切顶垮落前，块体间形成铰接结构时，钻 孔结构面与垂直面成θ角，块体梁厚度h，块体梁长度L。侧向顶板形成 铰接块体时，当块体B向下滑落时，由于水平挤压力T的作用，块体A沿 接触面对块体B产生抗滑力，即摩擦阻力fk，其值为

fk＝(Tcosθ-Rsinθ)tanφ (2.20)

而块体B在接触面产生的滑动力

fh＝Rcosθ+Tsinθ (2.21)

若，则铰接咬合处发生滑落失稳，即

当钻孔倾角满足式(2.22)的条件时，厚煤层坚硬岩层形成的砌体梁在 切顶作用下必然沿钻孔结构面发生滑落。

为了施工方便，钻孔与垂直面偏转角通常取10的整数倍，如0°、10 °、20°等等。通过数值模拟分析，并结合以往实际工程经验，当采用不 同的钻孔偏转角时往往会出现以下几种现象：

1、垂直巷道顶板打孔，采空区悬空区范围小，巷道实体煤帮处竖向 应力较大，顶板垮落不彻底，且顶板垮落缓慢。在钻孔线与恒阻锚索支护 线水平距离一定的条件下，垂直切面易造成邻近锚索失效。此外，垂直施 工钻孔，矸石垮落过程中与巷道顶板岩层易产生动态切应力，不利于巷道 稳定。

2、10°偏转角钻孔，采空区悬空范围较小，顶板垮落速度较快；超 前应力区域形状规则，范围较小；留巷侧侧应力集中距顺槽较远。

3、20°偏转角钻孔，采空区悬空范围最大，容易造成更大的顶板回 转变形量及离层量，维持顶板稳定所需的支护强度增大，但顶板垮落速度 较快；超前应力区域形状规则。

由上述现象可知，钻孔存在明显角度效应，钻孔角度不但能够影响采 空区顶板垮落，还能够影响应力集中区分布。适宜的钻孔偏转角有利于采 空区顶板垮落，有助于使采场应力分布更加合理。根据象山矿井的实际地 质条件及施工条件，综合分析初步确定本次钻孔偏转角为10°，即钻孔角 度为80°，距巷道正帮700mm。

(3)钻孔施工

在预留巷道3靠近采空区2的一侧沿预留巷道3走向钻多个钻切缝孔 4，多个所述切缝孔4共同形成预裂切缝，钻切缝孔4施工超前开采工作 面50m～80m完成；

步骤三、在预留巷道靠近采空区的一侧的正帮外侧退锚施工，退锚施 工超前开采工作面30m～50m完成；

步骤四、随着开采工作面的推进，及时对预留巷道进行临时加强支护 和挡矸支护；

(1)预留巷道临时加强支护

临时加强支护为采用钢梁和单体液压支柱配合形成的多个动压临时 加强支护结构，每个所述动压临时加强支护结构均包括一个钢梁5和设置 在其底部的多个单体液压支柱，所述钢梁5为π型钢梁或11#矿用工字钢， 每个所述动压临时加强支护结构中所述单体液压支柱的数量为四个，四个 所述单体液压支柱分别为第一单体液压支柱6-1、第二单体液压支柱6-2、 第三单体液压支柱6-3和第四单体液压支柱6-4，所述第一单体液压支柱 6-1距钢梁5靠近采空区端头的距离L1为150m～200mm，所述第二单体 液压支柱6-2与第一单体液压支柱6-1之间的距离L2为500m～600mm， 所述第三单体液压支柱6-3与第二单体液压支柱6-2之间的距离L3为 800m～1000mm，所述第四单体液压支柱6-4与第三单体液压支柱6-3之间 的距离L4为800m～1000mm，所述第四单体液压支柱6-4距钢梁5远离采 空区端头的距离L5为150m～200mm，所述动压临时加强支护结构支撑在 预留巷道3的底板上，所述动压临时加强支护结构的所述单体液压支柱与 所述底板之间设置有垫木和木楔。

本实施例中，在工作面支架后采空区采用π型钢梁或矿用11#工字钢 配合单体液压支柱、垫木、木楔进行动压临时加强支护。棚梁为π型钢梁， 棚腿为2.8m单体液压支柱，一梁四柱，棚距为600mm，采空侧棚腿距π 型梁端头200mm，由采空区向煤壁柱距依次为600mm、1000mm、1000mm， 煤壁侧棚腿距π型梁端头200mm。

巷旁主要应考虑采空区悬露直接顶包括部分基本顶作用在巷旁支护 物上的力，根据现场资料厚度可取6m，直接顶沿倾斜方向在采空区的悬 露长度一般不超过10m，因此按直接顶悬露10m考虑，初步设计双排锚索 走向间距0.8m，补强锚索采用φ21.8×8000mm锚索支护，实际支护力每 根按100kN计算，棚子的走向间距0.6m，每根支柱的工作阻力按250kN 考虑，在走向1.0m范围内采空区悬露直接顶转移到巷旁的载荷是：

P＝1.0m×6m×10m×25kN/m³＝1500kN

在走向1.0m范围内，动压一梁四柱加强支护巷旁支护阻力为：

R＝100×2+(250×4)/0.6＝1867kN

说明初步设计的锚索和密集支柱能承受采空区直接顶悬顶的载荷并 有足够的承载能力切落直接顶板。

(2)挡矸支护

各种理论只适合顶板锚杆支护的设计，对于巷道的帮、底不适用。因 而，帮锚杆的设计按照现有矿上实际使用和经验进行设计。即煤体部分采 用Φ22×2000mm全长自攻固锚杆，岩石采用Φ22×2400mm螺纹钢锚杆。 两帮锚杆间、排距为800×800mm。

巷道实际采用锚索间排距1250×800mm，其中靠近正帮的一排采用φ 21.8×8000mm锚索，距离巷道正帮1100mm，其余两排采用φ21.6×6000mm 锚索；锚杆间排距为950×800mm，采用φ22×2400mm螺纹钢锚杆支护。 具体支护示意图见附图1至图3。

步骤五、随着开采工作面的推进，采空区2的顶板垮落，形成沿空留 巷，沿空留巷稳定后，撤回步骤四中所述的临时加强支护。

在本实施例中，通过测量顶底板移近量和两帮移近量，对不同位置底 板移近量和巷段两帮移近情况进行统计，可以发现以下规律：与巷道顶底 板移近变化趋势类似，在滞后工作面40～60m范围内两帮移近量明显增 大，说明受到工作面来压影响，之后两帮移近会趋于平缓过渡状态，至 160m位置左右两帮移近趋于稳定，说明已经达到稳定状态；

通过巷道顶板深部位移监测，从现场离层监测站的数据统计发现，滞 后工作面40m～60m左右离层值开始明显增加，平均距离为57m；而后离 层值增长速度缓慢，大约滞后工作面140m～160m离层趋于稳定，最大离 层值均不超过140mm，能够满足留巷的安全正常使用；

通过对留巷段的锚索监测结果分析可知：工作面的推进产生的超前集 中应力对锚索受力产生轻微影响，大部分测点超前工作面28m位置锚索受 力有轻微升高，说明受到工作面超前支承压力影响，统计发现，工作面超 前影响距离约30m，但锚索反应不明显，分析原因主要是顶板条件完整坚 硬，预裂切缝切断了部分应力传递，巷道中超前压力显现不明显；留巷段 锚索应力明显升高主要有两个位置：一是滞后工作满38～50m位置，锚索 出现明显的应力升高现象，说明工作面老顶岩层对锚索已产生明显作用， 因此滞后工作面50m左右应重点注意支护；二是滞后工作面100～120m位 置，锚索受力会出现另一波轻微幅度增大，从总体监测结果来看，锚索受 力增大至152KN左右即保持不变，侧面反映了留巷段悬臂梁已得到有效 控制；对顶板情况相对不稳定区域的的锚索监测发现，这些不稳定区域的 锚索滞后工作面20m左右受力即开始增加，增加状态会一直持续至滞后工 作面60m左右。且受力增加幅度较正常巷段明显增大，以D#锚索应力计 为例，锚索受力从67.1KN增大至130.8KN，增大了63.7KN，因此对特殊 区域顶板不稳定区可以考虑补打锚索加强支护。

通过对21309辅助进风巷巷道断面表面的变形监测、顶板离层监测， 可以发现：

(1)切顶留巷后，顶底板移近第一阶段，受采动影响，老顶回转下 沉，顶底板会有明显移近；第二阶段没有完全稳定，仍受到矸石压实影响， 但增长速度较第一阶段有所放缓；第三阶段所留巷道巷旁的矸石已压实， 主动支护、被动支护与顶板压力达到一个区域平衡的状态，顶板有微量下 沉，下沉速度也明显减少。

(2)留巷在架后140m～160m位置顶底板移近量、顶板离层量变化已 经很少，在200m之内基本全部达到稳定状态，初步判断象山矿密集支柱 切顶沿空留巷架后200m位置为保守稳定区。

(3)采用的本项目的留巷设计参数后，象山矿井21309工作面成功 进行了无爆破密集支柱切顶沿空留巷，目前已经安全留设试验段巷道，巷 道变形量均在控制范围内，该巷道的成功留巷，将为下一工作面的留巷参 数设计提供依据及参考。

以上所述，仅是本发明的较佳实施例，并非对本发明作任何限制，凡 是根据本发明技术实质对以上实施例所作的任何简单修改、变更以及等效 结构变换，均仍属于本发明技术方案的保护范围内。