留煤柱支撑控制技术.docx

留煤柱支撑控制技术浅埋煤层采场除了采用机械化长壁工作面开采方法外，部分地方煤矿由于技术和经济方面的问题，而采用简易的顶板控制方法一一留煤柱支撑控制方法。由于浅埋煤层顶板覆盖层薄，平均地应力小，采用留煤柱支撑方法存在支护设备投资少等优点，留煤柱支撑控制顶板的采煤方法得到了一定的应用。此类方法比较典型的有长壁刀柱式采煤方法和现代房柱式采煤方法。4.1 柱式体系采煤方法的特点在分析房柱式采煤方法的矿压方法之前，先回顾一下柱式体系采煤方法及其特点。1.柱式体系采煤方法的分类柱式体系采煤方法根据煤柱的留设、回采特点可分为多种类型。按照留设煤柱所起的作用可以分为口可：1）部分回采方式一一煤柱起永久支承作用，用以支撑上覆岩层，煤柱的尺寸根据具体情况确定。2）全部回采方式一一回收大煤柱时，局部留小煤柱，小煤柱起临时支撑作用，以利安全采煤。回采后，小煤柱随即压垮，顶板及上覆岩层相继垮落。按照是否回收房间煤柱，可分为：1）房式一一不回收房间煤柱；2）房柱式回收房间煤柱。按照煤柱形状，可分为：1）切块式一一方形或矩形煤柱；2）肋条式一一肋条形煤柱；3）条带式一一长条形煤柱。按照工作面布置及顶板管理，可分为：1）房柱式房式，房柱式采煤方法；2）短壁式介于柱式、壁式体系之间的采煤方法。采煤方法分类：切块式房式采煤方法一部分回采方4条带式刀柱式切块式一全部回采方式柱式体系采煤方法房柱式采煤法肋条式部分回采方式一美国肋条式采煤方法人匈向正古田丽件庄灶小J澳大利亚“汪格维里”采煤方法全部回采方或现代房柱叫南非“西格玛”采煤方去短壁式采煤方法房柱式开采方法，在美国、澳大利亚、加拿大、印度、南非等国家已获得广泛应用。美国的井工开采，84%的煤是由这种采煤方法采出的。澳大利亚、印度等也均以柱式开采为主，长壁开采仅占10%左右。2.柱式体系采煤方法的优点和缺点与长壁式开采，柱式体系采煤方法有如下主要优点：1）设备投资少。一般一套房柱式采煤设备的价格为长壁综采的1516,而其单产一般为长壁工作面的1/21/3。因此，房柱式采煤方法的设备投资较低。2）采掘合一，建设期短，出煤快。3）设备运转灵活，搬迁快。4）巷道压力小，便于维护，出砰量少。5）留煤柱控制顶板，有利于保护地表，减少地表治理费用。6）全员效率高。但是，房柱式开采也存在以下缺点：1）资源回收率比较低。在美国，采用传统的房柱式开采一般回收率为5060%左右。在某些条件下，采用全部回收方式（现代房柱式）开采，回收率可达70%以上。目前，回采率低的缺点正在被克服。澳大利亚采用汪格维里采煤方法,在采深30050Om条件下，回采率达到80%以上。我国神府东胜矿区采用汪格维里采煤方法取得了较高的回采率，一般可达7585%。2）通风条件差。由于进回风巷道并列，通风构筑物多，漏风大。3.适用条件1）开采深度较浅，一般不宜超过300500m；2）近水平薄及中厚煤层；3）顶板中等稳定以上；4）底板平整，不太软，且保持无积水。5）煤质较硬；6）瓦斯含量小;7）煤层不宜自燃；8）非近距离煤层组开采。4.2刀柱式长壁采煤方法的顶板控制长壁留煤柱支撑采矿方法，又称为刀柱式长壁采煤方法。这种方法在山西雀儿山煤矿和陕西神木县大硬窑煤矿采用。目前:在我国陕北的神府和榆林地区采用还比较广泛。刀柱式长壁采煤方法，其工作面一般采用长壁式布置，工作面长度一般15Om左右。当工作面推进到直接顶的极限垮落步距时停采，留煤柱控制顶板，所留煤柱称为控顶煤柱。根据顶板条件，开采条带推进距离一般814m,煤柱尺寸小于一次连续推进距离，一般在68m。依次类推，当工作面推进到煤柱支撑顶板的采区极限范围后，留20m左右的隔离煤柱，分割顶板垮落区，防止大面积垮落（图15）0隔离煤柱=控顶煤柱三刀柱式长壁工作面采煤方法的岩层控制，主要是确定安全开采跨度、控顶煤柱宽度，采留比和隔离煤柱宽度。1 .安全开采跨度的确定刀柱式工作面开采条带的一次推进距离，即安全开采跨度，根据直接顶和老顶的稳定性确定，以在无支护状态下顶板不垮落为条件。采用刀柱式开采时，顶板一般都比较坚硬且不允许垮落，故可将顶板看作两端固支梁，如图16所示。图16顶板岩层固支梁力学模型(1)确定作用于顶板岩层的载荷一般煤层顶板是由几层岩层组成，首先必须确定第一层岩层所受的载荷的大小。按照平面应变模型，取梁宽度b=1。当只考虑一层作用，名等于单位长度自重,BP:(%=八%z'第一层岩层容重；)第一层岩层厚度。当考虑两层同时作用时，两层顶板同时弯曲下沉，两层岩层的最大挠度相等。由材料力学可知，双固支点梁在均布载荷下，其某一点挠度为：梁的最大挠度发生于2处，代入上式可得:max3293当考虑两层共同作用时，看作一个梁时，其最大挠度为:二。禽+%:）0'max32（E113+E2）若将第二层的作用考虑到第一层上时，第一层的最大挠度为:（%）£32Eh；显然，这两种挠度是相等的，即（X-2）max=（X）2max。因此，有:32(E113+E2)32Ei3可以求出:同理，按照层作用时，第一层岩梁上的载荷为：（）二一优+%+1）E附+E?/+耳片（4.31）根据顶板复合岩层的层数，按照（1031）式分别计算考虑第n层作用时的载荷。当计算到（%+），）时，则作用于第一岩层的载荷：5=(%)（2）安全开采跨度的确定根据固支梁力学模型，岩梁按照拉破坏准则进行计算，岩梁的极限跨距为:岩层的抗拉强度。当采用刀柱式开采时，由于煤柱比较小，岩梁并不完全处于固支梁状态，按照固支梁计算的结果偏于危险。因此，为了保证工作空间顶板的完整性，刀柱式长壁工作面应当采用岩梁的安全跨距人。可以考虑一个安全系数”鉴于岩层大多属于脆性破坏，根据工程经验一般取=6。贝Ij,刀柱式长壁工作面安全开采跨度We为：23 .控顶煤柱宽度的确定控顶煤柱的作用主要是作为临时支撑顶板和保持顶板合理的跨度。即以安全开采跨度为间隔距离合理地留设控顶煤柱（又称支撑煤柱）,非永久性支护顶板。煤柱维护顶板的时间，一般为两个隔离煤柱之间的本采矿区采完为止。煤柱的宽度为在该采矿区服务期间的最小宽度，这样可以保障最佳的采留比。控顶煤柱的稳定性和尺寸计算是一个复杂的问题，可以通过理论进行计算，同时需要鉴戒工程经验和实验进行确定。煤柱宽度的确定与煤层厚度、煤层强度、顶板岩层压力有关。确定控顶煤柱宽度的步骤如下皿：第一步，选择煤柱强度公式，计算煤柱强度巴,；第二步，计算煤柱平均应力P；第三步，选择安全系数，一般为121.5;第四步，按照0”=”确定煤柱宽度Wj第五步，验证回采率，根据工程经验调整。<1）计算煤柱强度%，大量的研究表明，煤柱的强度小于煤块强度。主要原因是，（1）煤块小试样内含缺陷少，不能代表大煤柱中宏观发育的大量节理、裂隙；（2）加工试样难以煤柱原有湿度。由于煤柱强度的尺寸形态效应，如何将实验室小试件强度换算成现场大试件的强度，便成为人们研究和关注的热点。这方面比较成熟的有赫斯特里（HUStrU1id）的研究，指出现场立方体试件强度可以按照以下公式与实验室单向抗压强度进行换算:式中：一一实验室标准试件单向抗压强度，MPa;,n现场临界立方体试件强度，MPa;D试件直径或立方体边长。现场的大试件强度仍然不能代表煤柱的强度，为此人们又提出了大量的煤柱计算公式，最常用的有以下几种：1)欧伯特一德沃/王(ObertDwva11/Wang)公式W.=,r(0.778+0.222-)h式中：巴/煤柱强度，MPa;,n现场临界立方体试件强度，MPa;W,h分别为煤柱的宽和高，m。该公式是基于硬岩提出的，适用于宽高比为18的煤柱。2)浩兰德(Ho11and)公式Iw=U匕1h(4-34)式中参数意义同上。该公式适用于宽高比为28的煤柱。以上两种计算公式，第一种偏于安全。对于刀柱式工作面，建议采用浩兰德公式。(2)确定煤柱载荷煤柱应力分布变化的一般规律如图10-17所示，大体可以分为7个阶段:Iiiiiiiiiiiiiiiiiiiiiiiiiiiiiiiiii缪电形”分布(e)“平台型形”应力分布(f)“拱形”应(d)”极限马鞍形”分布力分布图17煤柱应力分布动态演变过程(a)回采之前，煤层受上覆岩层均布载荷外(b)煤柱一侧采空，煤柱边缘出现小的塑性区，形成支承压力，支承压力峰值0二,不大于煤柱的极限强度4,o(c)煤柱两侧采空，若煤柱具有足够的宽度和强度，保持稳定支撑状态，煤柱上的应力分布为“马鞍形二煤柱两侧均有一定宽度的的塑性区，煤柱边界支撑能力为零，峰值应力0n不大于煤柱极限强度巴，。(d)受周围其它条带采动影响，煤柱两侧塑性区扩展，煤柱核区应力气上升但小于峰值应力bn,峰值应力达到煤柱极限强度°%应力分布仍然为“马鞍形”，此时称为“极限马鞍形”分布。(e)随着充分采动程度的增加，煤柱两侧塑性区进一步扩大，核区中心应力达到煤柱极限强度，核区应力形成平台形分布。此时，如果核区中心应力稍有上升，煤柱将迅速失稳，故“平台形”应力分布是煤柱由稳定向失稳转过渡的标o(f)煤柱开始屈服，两侧塑性区连通，煤柱失去核区，支撑能力迅速下降。煤柱核区中心应力小于原始煤柱极限强度，应力分布形态呈现“拱形”。(g)煤柱以蠕变状态继续破坏，支撑能力继续下降，核区应力小于原岩应力4=心，拱形应力呈瘫软式下降(图17f),直至煤柱被压溃。对于控顶煤柱，由于煤柱宽度小，煤柱的应力分布应当为平台型比较合理。从控顶煤柱优化设计角度，可以采用煤柱“平台形”应力分布为临界条件，确定煤柱的载荷，本方法称为“平台载荷法二假设煤柱四周的塑性区宽度相同，采区上覆岩层自重由采区煤柱承担，煤柱附加垂直应力分布符合体积载荷平衡原理。根据图10-18,有如下体积载荷平衡关系；式中：匕，煤柱塑性区的体积载荷，kg;匕一一煤柱核区的体积载荷，kg;匕一一由煤柱支撑的覆岩载荷，kg;为方便计算，令屈服区应力分布由边界零值向界面4,直线增长，则%+匕=z11Wp+24以叼+以图18煤柱“平台形”临界体积载荷分布覆岩重量综合考虑非充分采动条件下的覆岩自重通过顶板坚硬岩层的转移，可以考虑一个覆岩自重转移系数左(一般小于0.3),则有：½=(-K)H1(We+Wp)(3)确定合理的煤柱宽度为了工程安全，可以令后=°。联立上述三式，则控顶煤柱宽度的计算公式为：HWe1(1-2rp)rpd×W5Wn=n1P(1-rp)z1×-HWe1式中：/覆岩平均容重，kgm3;H平均采深，m;叱一一条带开采宽度，m;1煤柱长度，m;%煤柱塑性区半径，m;d煤柱极限强度，MPa;一一安全系数，可取1.27.5。对于刀柱式长壁工作面，由于1>>'p,所以上式可以简化为：HWe+rpz1×(fWn=n7PWXIo5-汨叱(4-36)煤柱塑性区半径可以按照以下公式计算：I皿Ina+tan)+-Ttan2tan。c2(4-37)式中：h煤柱高度，m;d开采影响因子，d=1.53.0,一般可取2.0;一一塑性区与核区界面的侧压系数，一般取0.34;C煤层与顶底板接