２０１ １年第６期 李登屹柱式采空区煤柱稳定性分析与蹬空开采可行性研究 ４９ “三带”判别理论认为下部煤层开采后，采空 区上覆岩层将产生移动变形，可能会形成“三带”， 即垮落带、裂隙带和弯曲下沉带 。 （１）垮落带高度的确定。根据现场数据计算， 垮落带高度在７．４７～１ １．８７ ｍ之间，８ 、ｌ１ 煤层之 间的最小垂距ｈ为２３．８１ ｍ，大于１１ 煤层的垮落 带最大高度１１．８７ ｍ。 （２）裂隙带高度的确定。按照上下两层煤的 最小垂距大于下煤层的垮落带高度计算，８ 煤层 裂隙带高度２２．０～３３．２ ｍ，１１ 煤层裂隙带高度 ４６．７ ｍ。取其标高最高者作为两煤层的裂隙带最 大高度，则８ 、１ １ 两层煤层的裂隙带最大高度可 达到８ 煤层之上３３．２１ ｍ，而１１ 煤层上距８ 煤 层２３．８１～４２．１５ ｉｎ，平均３７．６５ ｍ。结合以上分析 可知８ 煤层处于１１ 煤层垮落带之上、裂隙带范 围之内，煤层结构会受到一定程度的破坏，需要采 取一定的安全措施才能保证８ 煤层的正常开采。 ３ １ １ 煤开采后上覆岩层破坏特征及煤柱 稳定性分析 ３．１ 关键层叠合破断距的计算 复合岩层载荷计算示意图如图２所示。１ １ 煤 层开采后，直接顶直接垮落，而老顶由于其厚度 大，弹性模量较大，可视为关键层，该岩层很难垮 落。根据关键层理论，利用组合梁中剪力和弯矩由 各岩层小截面负担，可得出上方第ｎ层岩层对第 ｍ层岩层载荷计算公式 ］： ３ Ｅｈ…ｈ ｎ ．． （ｑ，。）， ＝一 ｊ （２） ∑ ｉ＝】 式中，（ｑ ） 为第ｎ层岩层对第ｍ层岩层影响 时的载荷，ｋＰａ；Ｅ，、Ｅ 分别为第ｉ、ｍ层岩层弹性模 量，ＧＰａ；ｈ．…ｈ分别为第ｉ、／Ｔｔ层岩层厚度，ｍ。 图２复合岩层载荷计算示意图 比较采空区沿煤层走向和倾向的水平最大悬 空尺度，取其中小值作为１ １ 煤层刀柱采空区悬 空跨度，则ｆ＝（ｆ一，，…）…＝１４ ｍ。考虑上部８ 煤开 采对层间岩层的影响，计算１ １ 煤老顶的破断距 为： ＝ ｖ￣ＺＲ；／ｑ （３） 式中，ｈ，为１１ 煤层老顶的厚度，ｍ；Ｒ，为１１ 煤层老顶的抗拉强度，ＭＰａ；ｑ 为不考虑８ 煤采 动影响时１ １ 煤老顶所承受的均布载荷与由于上 方８ 煤层采动影响引起的作用在１ １ 煤老顶上的 等效均布载荷之和，ＭＰａ。经计算：Ｌ２＝４５．２ ｍ＞ ／＝１４ ｍ。由此可判断１ １ 煤层刀柱式采空区上方的 ８ 煤层可以进行蹬空开采。 ３－２ １ １ 煤层煤柱稳定性分析［ １ １ 煤层采用刀柱式开采，留设的煤柱主要是 采空区刀柱、巷道保护煤柱和井田边界保护煤柱。 ３．２．１煤柱受力分析 估算煤柱负载的方法有多种，其中最简单的 是辅助面积理论。煤柱载荷示意如图３所示。 Ｈ Ｉｈ 煤柱 ■■＿ 采空区 采卒区 ＿ 图３煤柱载荷示意图 若煤柱两侧均已采空，采空区岩层垮落高度 为厅，且开采深度 与采空区宽度，Ｊ满足Ｈ＞Ｌ・ｃｔｇ６／２ 时，长条形煤柱上的总载荷为： Ｐ＝ｋ ｌ【 （Ｗ＋Ｌ） 一 斗 ＪＩ （４） 式中，Ｐ为煤柱上的总载荷，ｋＮ； 为煤柱宽 度，ｍ； 为采空区上覆岩层垮落角，一般为６５。； 为上覆岩层平均容重，ｋＮ／ｍ ； 为载荷系数。 由于上覆岩层结构一般具有一定的自承能 力，覆岩传递下来的自重应力只是岩层自重应力 的一部分，当煤柱两侧均被采空时，一般取岩层载 荷传递系数 ：１／３，则煤柱上单位面积的载荷即平 均应力为： ＝ Ｌ）Ｈ一 ］ （５） ３．２．２煤柱强度分析 刀柱式采空区留设的是长条形煤柱，故选用 以下公式来计算煤柱的强度比较合适。 ５０ 能源技术与管理 ２０１１年第６期 ＝ｔｒｃ‘［０．６４＋０．５４ Ｗ／ｈ－Ｏ．１８ＷＥ／（Ｌｈ）］ （６） 式中， 为临界尺寸时煤柱的抗压强度， ＭＰａ；Ｗ为煤柱宽度，Ｉｎ；ｈ为煤层厚度，Ｉｎ；ｆ为煤 柱长度，ｍ。 ３．２．３煤柱稳定性计算 ３．２．３．１ ６ Ｉｎ宽刀柱的稳定性分析 １ １ 煤层采用刀柱式开采，根据开采技术参 数，采空区宽度Ｌ＝１４ ＨＩ，刀柱宽度Ｗ＝６ １ＴＩ，采深 Ｈ＝３３０ ｉｎ，刀柱长度ｚ＝８０ ｍ，由式（５）计算可得煤 柱上的平均应力为：ｏ－ｐ＝１６．１４ ＭＰａ；由式（６）计算 煤柱强度，其中 为临界尺寸时煤柱的抗压强 度，ｏｒｃ取为１３．８９ ＭＰａ，计算得到：ｓ ＝２８．９１ ＭＰａ。 则１１ 煤层采空区刀柱的强度系数为： ： ：１．７９ （７） ｌ６・４ Ｆ大于煤柱安全系数１．５，可见１１ 煤层刀柱 式开采留设的刀柱所承受的载荷小于其煤柱强 度，煤柱能够保持一定的稳定性，上部８ 煤层开 采后，其稳定性可能会有所降低。 ３．２．３．２护巷煤柱的稳定性分析 类似的，代人现场数据由式（５）计算可得煤柱 上的平均应力ｔｒｐ＝１８．３８ ＭＰａ，考虑到护巷煤柱较 长，可视为无限长煤柱，则有 ＝４２．２７ ＭＰａ，由式 （７）得护巷煤柱的强度系数Ｆ－－２．３，大于煤柱安全 系数１．５，可见刀柱式开采条件下留设的１５ ＨＩ宽 护巷煤柱所承受的载荷远小于其煤柱强度，８ 煤 开采后，仍能保持长期稳定。 ３。３煤柱稳定性数值模拟研究 通过ＦＬＡＣ，ｒ，３．０数值模拟软件，对刀柱式开 采条件下８ 煤开采前后１１ 煤层采空区刀柱、护 巷煤柱的稳定性进行研究。通过对８＊煤开采前后 ｌ １ 煤采空区煤柱及上覆岩层塑性破坏的分析，可 见，由于 、１１ 煤层间距较大， 煤层的采动过程 对１１ 煤层采空区上覆岩层的稳定性影响较小。 １１ 煤层煤柱的稳定性较好，刀柱的边缘可能已经 破坏，但刀柱的中心核区还具有承载能力，８ 煤开 采后，刀柱破坏的可能性比较大，护巷煤柱的承载 能力高，稳定性相对较好。 ４ ７ 煤层开采下伏岩层破坏特征及煤柱 稳定性 ４．１ ７ 煤采空区煤柱变形破坏分析 ４．１．１煤柱受力分析 结合７ 煤层赋存情况可知，７ 煤层平均采厚 ２．０８ ｉｎ，埋深约２８０ ｍ，上覆岩层的平均容重 为 ０．０２５ ＭＮ／ｍ３，７ 煤层工作面长８０ＨＩ，采１４Ｉｎ留６ｍ 宽刀柱，护巷煤柱宽１５ Ｉｎ，上述数据代入式（５）得 到７ 煤刀柱所受载荷为ｃｒｐ＝１４．７５ ＭＰａ。 ４．１．２煤柱强度分析 类似的，选用公式（６）代入７ 煤各项数据计算 得到７ 煤刀柱所能承受极限载荷Ｓｐ＝３２．８４ ＭＰａ， １￣１７ 煤层采空区刀柱实际承受的荷载１４．７５ ＭＰａ 小于其能承受的极限荷载３２．８４ ＭＰａ，故判断７ 煤层采空区煤柱的稳定性较好，能够保持长期稳 定。 ４．１．３煤柱的应力分布分析 运用岩体的极限平衡理论，可以计算出塑性 区的宽度 即支承压力峰值与煤柱边缘之间的 距离，其计算式为： ｎ。：— ｌｍ ｎ—ｋＴＨ＋ｃ￣ｃｔｇ９ （８） ｐｌ ｃ 式中，ｍ为煤层开采厚度，ｍ；ｓ为三轴应力系 数， ＝ ｌ－ｓｌｎ￣ ｉ厂为煤层与顶底板接触面的摩擦系 数； 为应力集中系数；ｐ．为支架对煤帮的阻力， ｋＮ；ｃ为煤体的粘聚力，ＭＰａ；￣为煤体的内摩擦 角，（。）；Ｈ为采深，ｍ。 根据７ 煤层的开采情况，平均采厚为２ １ＴＩ，开 采深度为２８０ ＨＩ，支架对煤帮的阻力取６．０ ｋＮ，内 摩擦角为４０．３２。，内聚力为４．１５ ＭＰａ，煤层与顶底 板接触面的摩擦系数取Ｏ．２，对于煤柱，由于受两 侧采动的影响，应力集中系数 的值会达到４～５ 以上，这里取大值５。把以上数据代入式（８）计算 得到煤柱塑性区宽度为： 。＝０．６０ ｍ。 所以，煤柱左右两侧塑性屈服的宽度之和约 为１．２ ｍ，７ 煤层煤柱宽度为６ ｍ，则煤柱中部弹 性核的宽度约为４．８ ＨＩ。这说明７ 煤层采用刀柱 式开采时，煤柱不能完全塑性屈服，在煤柱上会产 生应力集中，但８ 煤开采以后，由于两层煤距离 很近，受采动影响显著，推测７ 煤采空区煤柱会 受到很大程度的破坏，并会对８ 煤的安全回采造 成影响。 ４．２ ７ 煤底板破坏对８ 煤开采的影响 根据魏西科（Ａ．Ｓ．Ｖｅｓｉｃ）提出的塑性滑移时 岩土层极限承载力的综合计算公式，可得到极限 支承压力条件下破坏区的最大深度ｈ 计算公式。 ｂ一 竺 ！ ｌ 丁Ｊ （９） “ ２ｃｏｓ 式中，０为７ 煤层底板岩体的内摩擦角，为 ２０１ １年第６期 李登屹４０．３２。。经计算， ｍ＝１．４１ ｍ。 柱式采空区煤柱稳定性分析与蹬空开采可行性研究 一５ １ 定程度的增加；由于两层煤层间距平均为８．２５ ｍ， 定影响，故在８ 煤开采过程中需采取必要的安 可见，在７ 煤层开采引起的支承压力作用 ７ 煤层底板的破坏会对８ 煤层蹬空开采会产生 一下，煤层底板岩体最大破坏深度为１．４１ ｍ，这是基 于长壁式开采条件下底板破坏深度的理论计算 值，由前文分析可知，７ 煤层刀柱式开采对底板的 破坏程度要小于长壁式开采，故可以认为７ 煤层 底板的破坏深度小于１．４１ １１１，对８ 煤开采的影响 不大。 全措施。 ［参考文献］ ｆ１］孔令海．近距离煤层条带上行开采煤岩层变形破坏机 理及数值模拟研究『Ｄ］．青岛：山东科技大学，２００４ ［２］冯国瑞，张绪言，李建军，等．刀柱采空区上方遗弃煤 ５结论 层上行开采可行性判定［Ｊ］．煤炭学报，２００９（６） ［３］马立强，汪理全，张东升，等．近距离煤层群上行开采 可行性研究与工程应用［Ｊ］．湖南科技大学学报（自然 通过对甘庄煤矿现场地质条件进行调研，利 用理论分析、力学计算、数值模拟等研究手段，对 ８ 煤层蹬空开采的可行性进行深入研究，主要得 出以下结论：①首先对影响蹬空开采的各种因素 和传统理论判定方法进行分析，初步判断认为８ 煤层进行蹬空开采在理论上是可行的。②对１ １ 煤层采空区刀柱和护巷煤柱的稳定性进行理论计 科学版），２００７（１２） ［４］冯国瑞，闫永敢，杨双锁，等．长壁开采上覆岩层损伤 范围及上行开采的层间距分析［．１］．煤炭学报，２００９（８） ［５］于斌．大同矿区综采工作面上行开采技术实践［Ｊ］．煤 炭科学技术，２００４（４１ ［作者简介］ 算和数值模拟研究，结果表明下伏煤层煤柱对８ 煤层实施综合机械化蹬空开采的影响不大。③８ 煤回采后，７ 煤底板、煤柱的应力与塑性破坏都有 李登屹（１９６９一），男，山西大同人，工程师，１９９２年毕 业于山西矿业学院，现在中国煤炭进出口公司山西中新甘 庄煤业有限责任公司从事安全生产管理工作。 『收稿日期：２０１１—０３—２８］ （上接第４７页） 此，采用新支护方案的经济效益是显著的。 （４）其它要点。对围岩条件差的锚索应尽量 靠近迎头安装；锚索外露长度控制在３００ ｍｍ左 右；锚索的张紧力控制在１００～１２０ ｋＮ；锚索安装 ４８ ｈ后，如发现锚索预紧力下降，应及时补拉；张 拉时发现锚固力不合格的应在其附近补打合格锚 索。 ５结论 （１）原支护巷道围岩变形严重，顶煤下沉量 大，部分锚索被拉断；两帮顶角锚杆托盘破损严 重，失去护帮支护能力，加之煤柱帮竖向节理发 育，片帮严重，并且底鼓量大，进一步造成两帮移 近和顶板下沉，受两次采动影响，使巷道围岩破碎 区和塑性区增大，巷道维护困难。因此，该技术的 ４经济效益分析 从西川矿的生产实践可知，采用新支护方案 关键是有效控制顶板，提高两帮支护阻力，减少两 后，１ １０７回风顺槽迎采前巷道支护材料消耗费用 为１ １７３．９６元／ｍ，两帮迎采后比迎采前每排减少１ 根锚杆，巷道支护材料消耗费用为１ ０９４．１ １元／ｍ， 而采用原支护方案巷道材料费用８４０．５５元／ｍ，按 可采走向长度１ ３３５ ｍ计算，迎采前巷道长度为 ６００ ｍ，迎采后巷道长度为７３５ ｍ，则支护材料成 本增加３８．６４万元。１ １０７回风顺槽在采用新的锚 帮的收敛变形，依靠对两帮、底角支护的加强，控 制底板的变形，实现对迎采动压巷道的稳定性控 制。 （２）锚杆支护的关键是确定合理的锚杆预紧 力和支护强度，通过研究认为，锚杆的预紧力在 ２０ ３０ ｋＮ，支护强度在０．２～０．３ ＭＰａ是比较合理 的；并强调了锚杆支护的动态设计方法和锚杆支 护技术路线，为西川煤矿以后的锚杆支护提供新 的设计方法和途径。 ［作者简介］ 杆支护方案后，在１１０５工作面和１１０７工作面回 采期间，基本不需要翻修。而采用原支护方案约 ６０％的巷道需要翻修，翻修费用按１ ５００元／ｍ，原 支护方案成本增加１２０多万元。 李普红（１９６６一），男，工程师，现任江苏矿业工程集团 有限公司第四工程处副处长。 ［收稿日期：２ｏｌ１—０４—０１］ 采用新支护方案可节省费用８１．５１万元，因