CN104790953A - 边角煤短壁连采巷道布置与煤柱留设方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了边角煤短壁连采巷道布置与煤柱留设方法，该发明根据三种典型的覆岩结构提出了三种煤柱布置方法，分别为块段宽煤柱布置方法、块段窄煤柱布置方法以及块段无煤柱布置方法。该边角煤短壁连采巷道布置与煤柱留设方法，较之传统短壁连采技术的巷道布置和煤柱留设方法，减小了煤柱尺寸，提高了资源回收率，实现了顶板的本质安全性，有效控制顶板安全，优化巷道布置系统，减小巷道掘进和维护量，降低煤炭自燃发火危险性。

Description

边角煤短壁连采巷道布置与煤柱留设方法

技术领域

本发明涉及煤矿巷道布置和煤柱留设技术，具体是一种针对三种典型的覆岩结构即薄基岩(≤20m)、中厚基岩(20～40m)和厚基岩(≥40m)，提出的边角煤短壁连采技术的三种巷道布置和煤柱留设方法。

背景技术

近几十年来，煤炭资源产量攀升的同时，遗留了大量的边角煤，随着节约型社会的要求以及煤炭资源的日益减少，边角煤的回收利用显得尤其重要。在内蒙、新疆等地，由于大型机械化设备的应用，工作面尺寸逐年加大，边角煤已不适合采用当下的长壁开采技术，由此以短壁连采方法为主的边角煤回收技术日渐兴起。

边角煤短壁连采技术是将某一边角煤看做一个区段，在区段内开掘运输顺槽和辅运顺槽，垂直于这两条巷道掘进多条支巷，每一组支巷组成一个块段，一个区段由多个块段组成，块段内再通过多条联络巷把块段切割成多个切块，从支巷(还包括联巷)向切块进刀回采，支巷两侧煤柱回采完后，在平巷两侧进刀回采平巷两侧的煤柱。采用4台线性支架控制回采设备附近的顶板。块段内的回采顺序为先采区段边界处的第一个切块，然后沿着支巷向区段平巷依次回采相邻的块段，直到支巷口。然后，沿着平巷方向后退式回采支巷口煤柱和平巷煤柱。

边角煤短壁连采技术相对于长壁开采技术而言，在设备、技术工艺方面大不相同，在现实使用中面临以下几个技术难题，一是工作面无支架支护，直接面对采空区顶板，顶板冒落坍塌事故增加。二是采空区悬顶面积大，基本顶及关键层一旦破断运动，对工作面直接产生动压冲击，产生冲击矿压、飓风等动力灾害。三是巷道布置系统复杂，生产系统杂乱，尤其是通风系统。四是留设大量的顶板支撑煤柱，在浪费资源的同时，增加了顶板大面积运动及煤层自然发火的危险性。

发明内容

本发明的目的在于针对三种典型的覆岩结构即薄基岩、中厚基岩和厚基岩，提出了边角煤短壁连采技术的三种巷道布置和煤柱留设方法。

为了实现上述目的，本发明采用的技术方案为：

边角煤短壁连采巷道布置与煤柱留设方法，

①在煤层自燃发火期短，需要及时封闭采空区，煤层赋存条件为厚基岩薄松散层或厚基岩厚松散层中，采用块段宽煤柱布置方法，该方法步骤如下：

步骤1：各个块段间留设宽的隔离煤柱，煤柱宽度B₁的范围为10～15m,其中B₁的具体数值由公式(1)计算得出，煤柱能够支撑住上覆岩层，并长期保持稳定，同时能够有效隔离上一块段采空区；

步骤2：根据关键层的初次垮落步距确定第一块段长度L₁及支巷数目，其中L₁的具体数值由公式(2)计算得出，其后各个块段长度同第一块段长度L₁相同；

步骤3：每个块段回采完毕后，及时在运煤平巷和辅运平巷施工密闭，隔离采空区；

其中煤柱宽度B₁的计算公式为：

$B_1=\frac{\mathrm{H\γ}-0.778R_c+\sqrt{{(0.778R_c-\mathrm{H\γ})}^2+4\×\frac{0.222R_c}{h}\×(\mathrm{DH\γ}-\frac{D^2\mathrm{\γ}\cot \mathrm{\δ}}{4})}}{2\×\frac{0.222R_c}{h}},---\left(1\right)$

式(1)中，D为采空区宽度，单位是m；δ为上覆岩层垮落角；R_c为煤块单轴抗压强度，单位是MPa；h为煤柱高度,单位是m；γ为岩层的平均容重，单位是kN/m³；H为煤柱埋深,单位是m；

第一块段长度L₁的计算公式为：

式(2)中，b为边角煤宽度，单位是m；l_m为岩层的步距准数，其中h为岩层厚度，单位为m；σ_t为岩层抗拉强度，单位为MPa；q为岩层上覆载荷，单位为kN；ν为岩层的泊松比；m为煤柱高度,单位是m；A为侧压系数；c₀分别为煤体与顶底板岩层交界面的内摩擦角与粘聚力；λ₁为宽煤柱应力集中系数；γ为岩层的平均容重，单位是kN/m³；H为煤柱埋深，单位是m；P_x为支架对巷帮的支护阻力，单位为kN，采空区一侧时取零；

②在煤层不易自燃，厚松散层薄基岩或中厚基岩中厚松散层中，采用块段窄煤柱布置方法，该方法步骤如下：

步骤1：各个块段之间留设窄小煤柱，第一块段窄煤柱宽度B₂的范围为5～10m，B₂的具体数值由公式(3)计算得出，窄小煤柱在一侧的块段回采时保持稳定，同时隔离采空区，在其另一侧的块段回采完毕后，煤柱失稳、破坏，关键层破断运动；

步骤2：根据关键层的初次垮落步距确定第一块段长度L₁以及支巷数目，其中L₁的具体数值由公式(2)计算得出；

步骤3：其后的每个窄煤柱周期块段长度L₂相同，L₂的长度根据关键层的周期垮落步距确定，L₂的具体数值由公式(4)计算得出；窄煤柱周期块段之间为周期块段窄煤柱，周期块段窄煤柱宽度B₃的具体数值由公式(5)计算得出；

其中第一块段窄煤柱宽度B₂的计算公式为：

式(3)中，H为煤柱埋深，单位是m；m为煤柱高度，单位是m；A为侧压系数；c₀分别为煤体与顶底板岩层交界面的内摩擦角与粘聚力；λ₁为宽煤柱应力集中系数；λ₂为窄煤柱应力集中系数；γ为岩层的平均容重，单位是kN/m³；P_x为支架对巷帮的支护阻力，单位为kN，采空区一侧时取零；

窄煤柱周期块段长度L₂的计算公式为：

式(4)中，H为煤柱埋深，单位是m；b为边角煤宽度，单位是m；l_m为岩层的步距准数，其中h为岩层厚度，单位为m，σ_t为岩层抗拉强度，单位为MPa；q为岩层上覆载荷，单位为kN；m为煤柱高度，单位是m；A为侧压系数；c₀分别为煤体与顶底板岩层交界面的内摩擦角与粘聚力；λ₂为窄煤柱应力集中系数；γ为岩层的平均容重，单位是kN/m³；P_x为支架对巷帮的支护阻力，单位为kN，采空区一侧时取零；

周期块段窄煤柱宽度B₃的计算公式为：

式(5)中，H为煤柱埋深，单位是m；m为煤柱高度，单位是m；A为侧压系数；c₀分别为煤体与顶底板岩层交界面的内摩擦角与粘聚力；λ₂为窄煤柱应力集中系数；γ为岩层的平均容重，单位是kN/m³；P_x为支架对巷帮的支护阻力，单位为kN，采空区一侧时取零；

③在煤层不易自燃、直接顶稳定性较差且厚度大、基本顶来压不明显、厚松散层薄基岩中，采用块段无煤柱布置方法，该方法步骤如下：

步骤1：由于首采块段引起的超前支承压力较高，在首采块段和第二块段间留设窄煤柱，第一块段窄煤柱宽度B₂的具体数值由公式(3)计算得出，煤柱在首采块段回采完毕时保持稳定性，能够隔离采空区，支撑其上方顶板；

步骤2：在第二块段回采完毕后，煤柱失稳，在之后的各个块段完全取消煤柱，实现覆岩呈现类似长壁开采面的周期性破断运动；

步骤3：根据关键层初次垮落步距确定第一块段长度L₁以及支巷数目，其后各个无煤柱周期块段长度L₃根据周期来压步距确定，其中L₁的具体数值由公式(2)计算得出，L₃的具体数值由公式(6)计算得出；

其中无煤柱周期块段长度L₃的计算公式为：

式(6)中，b为边角煤宽度，单位是m；l_m为岩层的步距准数，其中h为岩层厚度，单位为m；σ_t为岩层抗拉强度，单位为MPa；q为岩层上覆载荷，单位为kN；m为煤柱高度，单位是m；A为侧压系数；c₀分别为煤体与顶底板岩层交界面的内摩擦角与粘聚力；λ₂为窄煤柱应力集中系数；γ为岩层的平均容重，单位是kN/m³；H为煤柱埋深，单位是m；P_x为支架对巷帮的支护阻力，单位为kN，采空区一侧时取零。

本发明的有益效果是：

块段宽煤柱布置方法实现了关键层的安全稳定，同时每个块段回采后，及时施工密闭，防止了采空区的自燃发火，使各个块段相互独立、互不干扰，是一种安全可靠的巷道布置方式。但煤柱尺寸大，煤炭损失多，采出率较低；随回采面积的加大，容易造成覆岩大面积运动，产生动力灾害。宽煤柱布置方式适用于煤层自燃发火期短，需要及时封闭采空区；煤层赋存条件为厚基岩薄松散层或厚基岩厚松散层。

块段窄煤柱布置方法实现了各个块段内关键层的运动，留设的窄煤柱一方面支撑和隔离采空区，同时，又在相邻块段回采后，失稳、破坏，进一步释放了地层的压力，使得上覆岩层全部运动，消除了覆岩大面积运动产生的威胁。但留设煤柱较多，仍然有一定的煤炭损失，窄煤柱破碎后堆在采空区之中，有可能导致采空区煤炭自燃，各个块段的采空区全部连通，一旦出现安全问题，治理起来难度较大。适用于煤层不易自燃，厚松散层薄基岩或其他类型(如中厚基岩中厚松散层)。

块段无煤柱(连续推进)布置方法仅在第一、二块段间留设了窄煤柱，既避免了顶板初次运动时的强大的支承压力，同时实现了各个块段顶板运动的连续性，即类似长壁开采的基本顶周期性运动。周期来压步距小，超前支承压力低；采出率高，支巷连续推进，便于提高产量和效率，使得上覆岩层运动连贯，地表下沉连续。但各个块段的采空区连通，出现安全问题时治理难度大，在第一块段之后的各个块段没有煤柱隔离采空区，可能会出现来压时压坏采硐或支巷。适用于煤层不易自燃，直接顶稳定性较差且厚度大，基本顶来压不明显，厚松散层薄基岩。

该边角煤短壁连采巷道布置与煤柱留设方法，较之传统短壁连采技术的巷道布置和煤柱留设方法，减小了煤柱尺寸，提高了资源回收率，实现了顶板的本质安全性，有效控制顶板安全，优化巷道布置系统，减小巷道掘进和维护量，降低了煤炭自燃发火危险性。

附图说明

图1是边角煤短壁连采巷道布置系统示意图。

图2是块段宽煤柱布置方法示意图。

图3是块段窄煤柱布置方法示意图。

图4是块段无煤柱布置方法示意图。

其中，1是采硐、2是线性支架、3是块段隔离煤柱、4是支巷、5是辅运平巷、6是运煤平巷、7是边界煤柱、8是切块、9是推进方向、10是下一块段、11是边角煤的宽度、L₁是第一块段长度、L₂是窄煤柱周期块段长度、L₃是无煤柱周期块段长度、B₁是煤柱宽度、B₂是第一块段窄煤柱宽度，B₃是周期块段窄煤柱宽度。

具体实施方式

结合图1和图2，边角煤短壁连采巷道布置与煤柱留设方法，在煤层自燃发火期短，需要及时封闭采空区，煤层赋存条件为厚基岩薄松散层或厚基岩厚松散层中，采用块段宽煤柱布置方法，该方法步骤如下：

步骤1：各个块段间留设宽的隔离煤柱，煤柱宽度B₁的范围为10～15m,其中B₁的具体数值由公式(1)计算得出，煤柱能够支撑住上覆岩层，并长期保持稳定，同时能够有效隔离上一块段采空区；

步骤2：根据关键层的初次垮落步距确定第一块段长度L₁及支巷数目，其中L₁的具体数值由公式(2)计算得出，其后各个块段长度同第一块段长度L₁相同；

步骤3：每个块段回采完毕后，及时在运煤平巷和辅运平巷施工密闭，隔离采空区；

其中煤柱宽度B₁的计算公式为：

$B_1=\frac{\mathrm{H\γ}-0.778R_c+\sqrt{{(0.778R_c-\mathrm{H\γ})}^2+4\×\frac{0.222R_c}{h}\×(\mathrm{DH\γ}-\frac{D^2\mathrm{\γ}\cot \mathrm{\δ}}{4})}}{2\×\frac{0.222R_c}{h}},---\left(1\right)$

式(1)中，D为采空区宽度，单位是m；δ为上覆岩层垮落角；R_c为煤块单轴抗压强度，单位是MPa；h为煤柱高度,单位是m；γ为岩层的平均容重，单位是kN/m³；H为煤柱埋深,单位是m；

第一块段长度L₁的计算公式为：

式(2)中，b为边角煤宽度，单位是m；l_m为岩层的步距准数，其中h为岩层厚度，单位为m；σ_t为岩层抗拉强度，单位为MPa；q为岩层上覆载荷，单位为kN；ν为岩层的泊松比；m为煤柱高度,单位是m；A为侧压系数；c₀分别为煤体与顶底板岩层交界面的内摩擦角与粘聚力；λ₁为宽煤柱应力集中系数；γ为岩层的平均容重，单位是kN/m³；H为煤柱埋深，单位是m；P_x为支架对巷帮的支护阻力，单位为kN，采空区一侧时取零。

块段宽煤柱布置方法实现了关键层的安全稳定，同时每个块段回采后，及时施工密闭，防止了采空区的自然发火，使各个块段相互独立、互不干扰，是一种安全可靠的巷道布置方式。但煤柱尺寸大，煤炭损失多，采出率较低；随回采面积的加大，容易造成覆岩大面积运动，产生动力灾害。

结合图1和图3，在煤层不易自燃，厚松散层薄基岩或中厚基岩中厚松散层中，采用块段窄煤柱布置方法，该方法步骤如下：

步骤1：各个块段之间留设窄小煤柱，第一块段窄煤柱宽度B₂的范围为5～10m，B₂的具体数值由公式(3)计算得出，窄小煤柱在一侧的块段回采时保持稳定，同时隔离采空区，在其另一侧的块段回采完毕后，煤柱失稳、破坏，关键层破断运动；

步骤2：根据关键层的初次垮落步距确定第一块段长度L₁以及支巷数目，其中L₁的具体数值由公式(2)计算得出；

步骤3：其后的每个窄煤柱周期块段长度L₂相同，L₂的长度根据关键层的周期垮落步距确定，L₂的具体数值由公式(4)计算得出；窄煤柱周期块段之间为周期块段窄煤柱，周期块段窄煤柱宽度B₃的具体数值由公式(5)计算得出；

其中第一块段窄煤柱宽度B₂的计算公式为：

式(3)中，H为煤柱埋深，单位是m；m为煤柱高度，单位是m；A为侧压系数；c₀分别为煤体与顶底板岩层交界面的内摩擦角与粘聚力；λ₁为宽煤柱应力集中系数；λ₂为窄煤柱应力集中系数；γ为岩层的平均容重，单位是kN/m³；P_x为支架对巷帮的支护阻力，单位为kN，采空区一侧时取零；

窄煤柱周期块段长度L₂的计算公式为：

式(4)中，H为煤柱埋深，单位是m；b为边角煤宽度，单位是m；l_m为岩层的步距准数，其中h为岩层厚度，单位为m，σ_t为岩层抗拉强度，单位为MPa；q为岩层上覆载荷，单位为kN；m为煤柱高度，单位是m；A为侧压系数；c₀分别为煤体与顶底板岩层交界面的内摩擦角与粘聚力；λ₂为窄煤柱应力集中系数；γ为岩层的平均容重，单位是kN/m³；P_x为支架对巷帮的支护阻力，单位为kN，采空区一侧时取零；

周期块段窄煤柱宽度B₃的计算公式为：

式(5)中，H为煤柱埋深，单位是m；m为煤柱高度，单位是m；A为侧压系数；c₀分别为煤体与顶底板岩层交界面的内摩擦角与粘聚力；λ₂为窄煤柱应力集中系数；γ为岩层的平均容重，单位是kN/m³；P_x为支架对巷帮的支护阻力，单位为kN，采空区一侧时取零。

块段窄煤柱布置方法实现了各个块段内关键层的运动，留设的窄煤柱一方面支撑和隔离采空区，同时，又在相邻块段回采后，失稳、破坏，进一步释放了地层的压力，使得上覆岩层全部运动，消除了覆岩大面积运动产生的威胁。但留设煤柱较多，仍然有一定的煤炭损失，窄煤柱破碎后堆在采空区之中，有可能导致采空区煤炭自燃，各个块段的采空区全部连通，一旦出现安全问题，治理起来难度较大。

结合图1和图4，在煤层不易自燃、直接顶稳定性较差且厚度大、基本顶来压不明显、厚松散层薄基岩中，采用块段无煤柱布置方法，该方法步骤如下：

步骤1：由于首采块段引起的超前支承压力较高，在首采块段和第二块段间留设窄煤柱，第一块段窄煤柱宽度B₂的具体数值由公式(3)计算得出，煤柱在首采块段回采完毕时保持稳定性，能够隔离采空区，支撑其上方顶板；

步骤2：在第二块段回采完毕后，煤柱失稳，在之后的各个块段完全取消煤柱，实现覆岩呈现类似长壁开采面的周期性破断运动；

步骤3：根据关键层初次垮落步距确定第一块段长度L₁以及支巷数目，其后各个无煤柱周期块段长度L₃根据周期来压步距确定，其中L₁的具体数值由公式(2)计算得出，L₃的具体数值由公式(6)计算得出；

其中无煤柱周期块段长度L₃的计算公式为：

式(6)中，b为边角煤宽度，单位是m；l_m为岩层的步距准数，其中h为岩层厚度，单位为m；σ_t为岩层抗拉强度，单位为MPa；q为岩层上覆载荷，单位为kN；m为煤柱高度，单位是m；A为侧压系数；c₀分别为煤体与顶底板岩层交界面的内摩擦角与粘聚力；λ₂为窄煤柱应力集中系数；γ为岩层的平均容重，单位是kN/m³；H为煤柱埋深，单位是m；P_x为支架对巷帮的支护阻力，单位为kN，采空区一侧时取零。

块段无煤柱(连续推进)布置方法仅在第一、二块段间留设了窄煤柱，既避免了顶板初次运动时的强大的支承压力，同时实现了各个块段顶板运动的连续性，即类似长壁开采的基本顶周期性运动。周期来压步距小，超前支承压力低；采出率高，支巷连续推进，便于提高产量和效率，使得上覆岩层运动连贯，地表下沉连续。但各个块段的采空区连通，出现安全问题时治理难度大，在第一块段之后的各个块段没有煤柱隔离采空区，可能会出现来压时压坏采硐或支巷。

下面就具体工程实施例来说明上述公式的具体应用。

神东矿区榆家梁矿42209边角煤连采工作面长398m，宽127m，为规则的矩形边角煤；工作面装备最新的连采机、运煤梭车及线性支架；设计支巷宽度5m，块段尺寸11.5m×30m。

工作面地质条件简单，无断层褶曲等；煤层厚度3.8m；直接顶整体性较强，上覆坚硬岩层为粉砂岩，覆岩结构属于薄基岩厚表土层，各岩层地质力学参数见表1。

表1 榆家梁矿煤层顶板力学参数

Table 1 The mechanical parameters of Yujialiang coal mine

采用块段无煤柱布置方式，根据覆岩组成情况，确定基本顶粉砂岩与泥沙互层及粉砂岩组成组合关键层，依据前述第一块段长度L₁和煤柱宽度B₂计算公式，得到第一块段长度54.38m，煤柱宽度3.87m。

支巷数目：N＝块段宽度/(支巷宽度+切块宽度)

由此可求的第一块段支巷数目N₀：

N₀＝54.38/(5+11.5)＝3.3。

考虑施工的简便及安全系数要求，确定第一块段支巷条数为3条，煤柱宽度5m，则实际第一块段块段布置长度：

L₀＝3×(5+11.5)＝49.5m。

其后各块段周期性运动，顶板运动冲击性较弱，实现顶板的安全控制。

总之该边角煤短壁连采巷道布置与煤柱留设方法，较之传统短壁连采技术的巷道布置和煤柱留设方法，减小了煤柱尺寸，提高了资源回收率，实现了顶板的本质安全性，有效控制顶板安全，优化巷道布置系统，减小巷道掘进和维护量，降低了煤炭自燃发火危险性。

当然，上述说明并非是对本发明的限制，本发明也并不仅限于上述举例，本技术领域的技术人员在本发明的实质范围内所做出的变化、改型、添加或替换，也应属于本发明的保护范围。

Claims (1)

1.边角煤短壁连采巷道布置与煤柱留设方法，其特征在于，

①在煤层自燃发火期短，需要及时封闭采空区，煤层赋存条件为厚基岩薄松散层或厚基岩厚松散层中，采用块段宽煤柱布置方法，该方法步骤如下：

步骤1：各个块段间留设宽的隔离煤柱，煤柱宽度B₁的范围为10～15m,其中B₁的具体数值由公式(1)计算得出，煤柱能够支撑住上覆岩层，并长期保持稳定，同时能够有效隔离上一块段采空区；

步骤2：根据关键层的初次垮落步距确定第一块段长度L₁及支巷数目，其中L₁的具体数值由公式(2)计算得出，其后各个块段长度同第一块段长度L₁相同；

步骤3：每个块段回采完毕后，及时在运煤平巷和辅运平巷施工密闭，隔离采空区；

其中煤柱宽度B₁的计算公式为：

$B_1=\frac{\mathrm{H\γ}-0.778R_c+\sqrt{{({0.778R}_c-\mathrm{H\γ})}^2+4\×\frac{{0.222R}_c}{h}\×(\mathrm{DH\γ}-\frac{D^2\mathrm{\γ}\cot \mathrm{\δ}}{4})}}{2\×\frac{{0.222R}_c}{h}},---\left(1\right)$

式(1)中，D为采空区宽度，单位是m；δ为上覆岩层垮落角；R_c为煤块单轴抗压强度，单位是MPa；h为煤柱高度,单位是m；γ为岩层的平均容重，单位是kN/m³；H为煤柱埋深,单位是m；

第一块段长度L₁的计算公式为：

式(2)中，b为边角煤宽度，单位是m；l_m为岩层的步距准数，其中h为岩层厚度，单位为m；σ_t为岩层抗拉强度，单位为MPa；q为岩层上覆载荷,单位为kN；ν为岩层的泊松比；m为煤柱高度,单位是m；A为侧压系数；c₀分别为煤体与顶底板岩层交界面的内摩擦角与粘聚力；λ₁为宽煤柱应力集中系数；γ为岩层的平均容重，单位是kN/m³；H为煤柱埋深，单位是m；P_x为支架对巷帮的支护阻力，单位为kN，采空区一侧时取零；

②在煤层不易自燃，厚松散层薄基岩或中厚基岩中厚松散层中，采用块段窄煤柱布置方法，该方法步骤如下：

步骤1：各个块段之间留设窄小煤柱，第一块段窄煤柱宽度B₂的范围为5～10m，B₂的具体数值由公式(3)计算得出，窄小煤柱在一侧的块段回采时保持稳定，同时隔离采空区，在其另一侧的块段回采完毕后，煤柱失稳、破坏，关键层破断运动；

步骤2：根据关键层的初次垮落步距确定第一块段长度L₁以及支巷数目，其中L₁的具体数值由公式(2)计算得出；

步骤3：其后的每个窄煤柱周期块段长度L₂相同，L₂的长度根据关键层的周期垮落步距确定，L₂的具体数值由公式(4)计算得出；窄煤柱周期块段之间为周期块段窄煤柱，周期块段窄煤柱宽度B₃的具体数值由公式(5)计算得出；

其中第一块段窄煤柱宽度B₂的计算公式为：

式(3)中，H为煤柱埋深，单位是m；m为煤柱高度，单位是m；A为侧压系数；c₀分别为煤体与顶底板岩层交界面的内摩擦角与粘聚力；λ₁为宽煤柱应力集中系数；λ₂为窄煤柱应力集中系数；γ为岩层的平均容重，单位是kN/m³；P_x为支架对巷帮的支护阻力，单位为kN，采空区一侧时取零；

窄煤柱周期块段长度L₂的计算公式为：

式(4)中，H为煤柱埋深，单位是m；b为边角煤宽度，单位是m；l_m为岩层的步距准数，其中h为岩层厚度，单位为m，σ_t为岩层抗拉强度，单位为MPa；q为岩层上覆载荷，单位为kN；m为煤柱高度，单位是m；A为侧压系数；c₀分别为煤体与顶底板岩层交界面的内摩擦角与粘聚力；λ₂为窄煤柱应力集中系数；γ为岩层的平均容重，单位是kN/m³；P_x为支架对巷帮的支护阻力，单位为kN，采空区一侧时取零；

周期块段窄煤柱宽度B₃的计算公式为：

式(5)中，H为煤柱埋深，单位是m；m为煤柱高度，单位是m；A为侧压系数；c₀分别为煤体与顶底板岩层交界面的内摩擦角与粘聚力；λ₂为窄煤柱应力集中系数；γ为岩层的平均容重，单位是kN/m³；P_x为支架对巷帮的支护阻力，单位为kN，采空区一侧时取零；

③在煤层不易自燃、直接顶稳定性较差且厚度大、基本顶来压不明显、厚松散层薄基岩中，采用块段无煤柱布置方法，该方法步骤如下：

步骤1：由于首采块段引起的超前支承压力较高，在首采块段和第二块段间留设窄煤柱，第一块段窄煤柱宽度B₂的具体数值由公式(3)计算得出，煤柱在首采块段回采完毕时保持稳定性，能够隔离采空区，支撑其上方顶板；

步骤2：在第二块段回采完毕后，煤柱失稳，在之后的各个块段完全取消煤柱，实现覆岩呈现类似长壁开采面的周期性破断运动；

步骤3：根据关键层初次垮落步距确定第一块段长度L₁以及支巷数目，其后各个无煤柱周期块段长度L₃根据周期来压步距确定，其中L₁的具体数值由公式(2)计算得出，L₃的具体数值由公式(6)计算得出；

其中无煤柱周期块段长度L₃的计算公式为：

式(6)中，b为边角煤宽度，单位是m；l_m为岩层的步距准数，其中h为岩层厚度，单位为m；σ_t为岩层抗拉强度，单位为MPa；q为岩层上覆载荷，单位为kN；m为煤柱高度，单位是m；A为侧压系数；c₀分别为煤体与顶底板岩层交界面的内摩擦角与粘聚力；λ₂为窄煤柱应力集中系数；γ为岩层的平均容重，单位是kN/m³；H为煤柱埋深，单位是m；P_x为支架对巷帮的支护阻力，单位为kN，采空区一侧时取零。