半煤岩巷掘进方案研究与分析

2020-06-11李志刚

山西冶金 2020年1期

李志刚

（同煤集团四台矿，山西大同 037001）

随着煤矿采掘机械化水平的提高，煤炭开采速度得到了很大的提高，对于厚煤层而言，煤巷的掘进、回采等工序均已基本实现机械化。但是对于薄煤层或中厚煤层而言，由于其地质条件复杂，岩层和煤层的硬度和巷道成形条件不一致等，特别是在半煤岩巷道的掘进时，主要存在巷道成型差，围岩超欠挖严重、掘进速度慢及水对岩层的软化导致的巷道支护不稳定等问题，无法采用机械化进行掘进。目前，半煤岩巷道的掘进仍然以钻眼爆破为主，如果掘进过程安排不合理，会造成掘进效率低，采掘接替紧张，人员及运输工作量大等问题，严重影响煤矿低成本、高效率采煤[1]。

本文对同煤某矿煤层进行研究，该煤层埋藏相对较深，平均煤层厚度1.5 m，煤层顶板为细砂岩，底板多为粉砂岩或石灰岩，根据该煤层地质实测数据及地理水文条件，半煤岩巷高效掘进的研究主要内容为根据该矿半煤岩巷道掘进工程，分析如何运用高效爆破方案、快速掘进支护方案等手段，提高煤炭采掘生产效率，实现高效、快速的半煤岩巷道掘进。

1 半煤岩爆破理论分析

井下巷道的掘进工作主要采用掘进机，但面对较为坚硬的岩石时，掘进机的应用受到局限，不仅掘进速度受到限制，而且掘进刀头损耗较大。目前，岩巷或半煤岩巷道的掘进工作主要采用钻眼爆破的方法[2]。

根据凝聚体炸药爆轰理论，炮孔内爆轰气体平均压力为P0，

式中：ρ0为爆炸密度；D为爆轰速度。

爆轰的瞬间炮孔内岩壁可认为是绝热壁，因此，炮孔内的爆轰膨胀可认为是绝热膨胀，因此有PV3=K（K为常数）。爆轰产物撞击炮孔岩壁，并产生冲击波。由于炮孔内空气的可压缩特性，当炮孔内以空气作为垫层时，爆轰气体迅速膨胀，炮孔内药室体积恒定[3]，因此药室内壁压力显著增大，其冲击压力：

式中：VC为装药体积；Vb为炮孔体积；n为增大系数，取8～11。

图1 药孔壁裂缝断裂模型

根据Rustan 的空气垫层爆轰理论[5]，对于柱形填药的爆炸冲击波可建立下述力学模型，

当爆轰冲击波再岩壁传播时，距离炮室中心线L处的岩石径向压应力σr和周向拉应力σθ为：

式中：σ0为初始冲击压力P作用于炮孔壁的压应力；Lr为比距离；r为炮孔直径；b为侧压系数，此处b≈1；α 为应力波衰减系数。

由于爆轰气体进入冲击产生的岩壁裂缝，形成气楔效应，在裂缝顶端形成应力集中。此时，爆轰气压作用于炮眼壁及裂缝壁，简化的，将压力作用于原始炮眼圆壁，其爆轰气体的势能完全作用于裂缝扩展，则根据爆轰热力学理论，爆轰气体生成的裂纹总长：

式中：L0为爆轰初始裂缝长度；Pd为爆轰气体静平衡气压；db为炮眼直径；σt为岩壁抗拉强度。

对于该矿半煤岩巷道的钻眼爆破，采用菱形掏槽法布置，其炮眼布置如图2 所示。

图2 炮眼布置图

依据某矿半煤岩巷道地质测量数据，确定炮眼直径为40 mm，a参数取值为370 mm，b参数取值为650 mm，中间为空眼。

根据该矿半煤岩巷道截面参数，其截面面积为15.3 m2，其中岩层截面面积为9.53 m2，煤层截面面积为5.77 m2，岩层硬度系数为5，煤层硬度系数为3。为方便打眼，确定煤层及岩层的炮眼深度均为2.4 m。

2 快速支护方案

对于半煤岩巷道的支护方式主要采用锚网、锚杆及锚索联合支护的方式进行。为实现快速支护，建立下述两种支护方案，并采用FLAC3D 对两种半煤岩巷支护方案进行建模仿真。

方案一，锚索沿巷道中间进行菱形布置，间距2 m，排距1.4 m；锚杆布置间排距为0.7 m×0.7 m。

方案二，锚索沿巷道中间进行菱形布置，间距2 m，排距2 m；锚杆布置间排距为1 m×1 m。

方案布置效果如图3 所示，

对上述两种方案建立仿真模型，模型为80 m×80 m×80 m，半煤岩巷道截面为矩形，模型左右边界水平约束，底部为水平及垂直约束，顶板为应力界面，锚杆间距为变量，输出巷道岩壁应力云图如图4所示。

图3 支护方案布置图（m）

图4 两种支护方案岩壁垂直应力分布图

由图4 可以看出，不同排距支护条件下，围岩垂直应力分布相似，均在两帮与顶板处形成应力集中区，锚杆支护间距的增大使得顶板岩层应力峰值距离巷道中心距离变大，应力集中范围较小。两种支护方案均使岩体得到加强，围岩与锚杆形成共同承载体，提高了半煤岩巷的围岩承载能力。参照该工作面岩体力学参数可知，两种方案所得应力值均可满足应力强度准则要求，方案二可同时增大锚杆间排距有效减少锚杆数量及锚杆敷设的时间。从工程实际出发，减少锚杆可有效节省支护时间，加快整个掘进流程。