李志剛

（同煤集團(tuán)四臺(tái)礦， 山西 大同 037001）

隨著煤礦采掘機(jī)械化水平的提高，煤炭開采速度得到了很大的提高，對(duì)于厚煤層而言，煤巷的掘進(jìn)、回采等工序均已基本實(shí)現(xiàn)機(jī)械化。但是對(duì)于薄煤層或中厚煤層而言，由于其地質(zhì)條件復(fù)雜，巖層和煤層的硬度和巷道成形條件不一致等，特別是在半煤巖巷道的掘進(jìn)時(shí)，主要存在巷道成型差，圍巖超欠挖嚴(yán)重、掘進(jìn)速度慢及水對(duì)巖層的軟化導(dǎo)致的巷道支護(hù)不穩(wěn)定等問題，無法采用機(jī)械化進(jìn)行掘進(jìn)。目前，半煤巖巷道的掘進(jìn)仍然以鉆眼爆破為主，如果掘進(jìn)過程安排不合理，會(huì)造成掘進(jìn)效率低，采掘接替緊張，人員及運(yùn)輸工作量大等問題，嚴(yán)重影響煤礦低成本、高效率采煤[1]。

本文對(duì)同煤某礦煤層進(jìn)行研究，該煤層埋藏相對(duì)較深，平均煤層厚度1.5 m，煤層頂板為細(xì)砂巖，底板多為粉砂巖或石灰?guī)r，根據(jù)該煤層地質(zhì)實(shí)測(cè)數(shù)據(jù)及地理水文條件，半煤巖巷高效掘進(jìn)的研究主要內(nèi)容為根據(jù)該礦半煤巖巷道掘進(jìn)工程，分析如何運(yùn)用高效爆破方案、快速掘進(jìn)支護(hù)方案等手段，提高煤炭采掘生產(chǎn)效率，實(shí)現(xiàn)高效、快速的半煤巖巷道掘進(jìn)。

1 半煤巖爆破理論分析

井下巷道的掘進(jìn)工作主要采用掘進(jìn)機(jī)，但面對(duì)較為堅(jiān)硬的巖石時(shí)，掘進(jìn)機(jī)的應(yīng)用受到局限，不僅掘進(jìn)速度受到限制，而且掘進(jìn)刀頭損耗較大。目前，巖巷或半煤巖巷道的掘進(jìn)工作主要采用鉆眼爆破的方法[2]。

根據(jù)凝聚體炸藥爆轟理論，炮孔內(nèi)爆轟氣體平均壓力為P0，

式中：ρ0為爆炸密度；D為爆轟速度。

爆轟的瞬間炮孔內(nèi)巖壁可認(rèn)為是絕熱壁，因此，炮孔內(nèi)的爆轟膨脹可認(rèn)為是絕熱膨脹，因此有PV3=K（K為常數(shù)）。爆轟產(chǎn)物撞擊炮孔巖壁，并產(chǎn)生沖擊波。由于炮孔內(nèi)空氣的可壓縮特性，當(dāng)炮孔內(nèi)以空氣作為墊層時(shí)，爆轟氣體迅速膨脹，炮孔內(nèi)藥室體積恒定[3]，因此藥室內(nèi)壁壓力顯著增大，其沖擊壓力：

式中：VC為裝藥體積；Vb為炮孔體積；n為增大系數(shù)，取8～11。

圖1 藥孔壁裂縫斷裂模型

根據(jù)Rustan 的空氣墊層爆轟理論[5]，對(duì)于柱形填藥的爆炸沖擊波可建立下述力學(xué)模型，

當(dāng)爆轟沖擊波再巖壁傳播時(shí)，距離炮室中心線L處的巖石徑向壓應(yīng)力σr和周向拉應(yīng)力σθ為：

式中：σ0為初始沖擊壓力P作用于炮孔壁的壓應(yīng)力；Lr為比距離；r為炮孔直徑；b為側(cè)壓系數(shù)，此處b≈1；α 為應(yīng)力波衰減系數(shù)。

由于爆轟氣體進(jìn)入沖擊產(chǎn)生的巖壁裂縫，形成氣楔效應(yīng)，在裂縫頂端形成應(yīng)力集中。此時(shí)，爆轟氣壓作用于炮眼壁及裂縫壁，簡(jiǎn)化的，將壓力作用于原始炮眼圓壁，其爆轟氣體的勢(shì)能完全作用于裂縫擴(kuò)展，則根據(jù)爆轟熱力學(xué)理論，爆轟氣體生成的裂紋總長(zhǎng)：

式中：L0為爆轟初始裂縫長(zhǎng)度；Pd為爆轟氣體靜平衡氣壓；db為炮眼直徑；σt為巖壁抗拉強(qiáng)度。

對(duì)于該礦半煤巖巷道的鉆眼爆破，采用菱形掏槽法布置，其炮眼布置如圖2 所示。

圖2 炮眼布置圖

依據(jù)某礦半煤巖巷道地質(zhì)測(cè)量數(shù)據(jù)，確定炮眼直徑為40 mm，a參數(shù)取值為370 mm，b參數(shù)取值為650 mm，中間為空眼。

根據(jù)該礦半煤巖巷道截面參數(shù)，其截面面積為15.3 m2，其中巖層截面面積為9.53 m2，煤層截面面積為5.77 m2，巖層硬度系數(shù)為5，煤層硬度系數(shù)為3。為方便打眼，確定煤層及巖層的炮眼深度均為2.4 m。

2 快速支護(hù)方案

對(duì)于半煤巖巷道的支護(hù)方式主要采用錨網(wǎng)、錨桿及錨索聯(lián)合支護(hù)的方式進(jìn)行。為實(shí)現(xiàn)快速支護(hù)，建立下述兩種支護(hù)方案，并采用FLAC3D 對(duì)兩種半煤巖巷支護(hù)方案進(jìn)行建模仿真。

方案一，錨索沿巷道中間進(jìn)行菱形布置，間距2 m，排距1.4 m；錨桿布置間排距為0.7 m×0.7 m。

方案二，錨索沿巷道中間進(jìn)行菱形布置，間距2 m，排距2 m；錨桿布置間排距為1 m×1 m。

方案布置效果如圖3 所示，

對(duì)上述兩種方案建立仿真模型，模型為80 m×80 m×80 m，半煤巖巷道截面為矩形，模型左右邊界水平約束，底部為水平及垂直約束，頂板為應(yīng)力界面，錨桿間距為變量，輸出巷道巖壁應(yīng)力云圖如圖4所示。

圖3 支護(hù)方案布置圖（m）

圖4 兩種支護(hù)方案巖壁垂直應(yīng)力分布圖

由圖4 可以看出，不同排距支護(hù)條件下，圍巖垂直應(yīng)力分布相似，均在兩幫與頂板處形成應(yīng)力集中區(qū)，錨桿支護(hù)間距的增大使得頂板巖層應(yīng)力峰值距離巷道中心距離變大，應(yīng)力集中范圍較小。兩種支護(hù)方案均使巖體得到加強(qiáng)，圍巖與錨桿形成共同承載體，提高了半煤巖巷的圍巖承載能力。參照該工作面巖體力學(xué)參數(shù)可知，兩種方案所得應(yīng)力值均可滿足應(yīng)力強(qiáng)度準(zhǔn)則要求，方案二可同時(shí)增大錨桿間排距有效減少錨桿數(shù)量及錨桿敷設(shè)的時(shí)間。從工程實(shí)際出發(fā)，減少錨桿可有效節(jié)省支護(hù)時(shí)間，加快整個(gè)掘進(jìn)流程。

3 結(jié)論

通過對(duì)半煤巖巷道爆破理論分析及支護(hù)方案的仿真，得到以下結(jié)論：

1）根據(jù)凝聚體炸藥爆轟理論及熱力學(xué)方法，得到爆轟初始載荷P，并經(jīng)過進(jìn)一步分析得到爆轟所產(chǎn)生裂縫長(zhǎng)度計(jì)算方法。

2）依據(jù)爆破理論及半煤巖巷道爆破經(jīng)驗(yàn)，給出該礦半煤巖巷道炮眼布置方法及炮眼參數(shù)。

3）運(yùn)用數(shù)值模型仿真方法，建立兩種支護(hù)方案，通過對(duì)兩種方案仿真及結(jié)果分析得到錨桿間排距為1 m×1 m 支護(hù)為較優(yōu)方案。

4）根據(jù)本文數(shù)值仿真方法可進(jìn)一步增加錨桿布置方案，并根據(jù)各工況下巖壁應(yīng)力及其形變規(guī)律，得到最優(yōu)支護(hù)方案。