煤巷放炮掘进几何模型如图1示,煤层抗拉强度 = 0.6MPa,初始瓦斯压力 = 1.22MPa,地应力为9MPa量级(埋深约360m)。 1.8m´1.8m
3 N8 `3 ~8 Q: S! n; @2 d |
开挖0 o( H& K: s; k/ z+ E7 j
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煤巷
. b% \+ K7 H* s9 \$ Q/ h |
7.2m
# l# Y. c D. p& c2 h2 { |
7.2m
/ I; T5 t2 e% J" p: |6 B |
19.5m/ c; B+ q$ w0 J8 R, @3 W
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顶板
. X" K. D, \$ ]+ j `2 ~; q {) Z3 ^ |
煤层
* {$ Q% x+ m4 O2 @3 ?0 u |
底板
0 e6 A( g! f) w0 O* w5 {3 D | 9 w5 E+ d f/ F: W
2 ^$ ^8 r5 S/ n图1 煤巷放炮掘进几何模型(煤巷有支护) 计算参数为 气体:瓦斯粘性系数 ,瓦斯密度 煤层:煤样孔隙率 煤样渗透率 吸附常数 杨氏模量期望值 杨氏模量的Weibell模数 抗剪强度期望值 抗剪强度的Weibell模数 抗拉强度 = 0.6MPa 抗拉强度的Weibell模数 气固耦合:有效应力系数 导出量:渗流特征时间 原始瓦斯含量 =22.7kg/m3 ~ 28m3/m3 计算第1到22步为第一阶段,历时9.75´105秒(11.28天),形成初始场,排放瓦斯~6方。第23步时放炮开挖,发生瓦斯突出,煤岩体中心剖面破裂区域如图2~7所示。图中颜色表示破坏标记 的计算值,当 大于+1为拉伸破坏区(包含瓦斯压力的贡献),小于-1为剪切破坏区(与瓦斯压力无关)。
- e, y5 b. W. Z5 x$ {8 c2 D# h
图2 煤巷放炮掘进前中心剖面的损伤破坏分布 (上隅角和正壁面附近煤体破裂最严重,支护前端顶煤有破裂) 炮掘1 @7 x, D/ U- O1 K7 y' j# `3 [
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5 Z: ]) |: o2 Q. P; M! Q% _' s
图3 煤巷放炮掘进步中心剖面的损伤破坏分布
9 ?' ?! O. I0 x: u$ p7 L2 g
图4 煤巷放炮掘进第10非平衡步中心剖面的损伤破坏分布 (浅到红色为拉伸破裂区,深蓝色为剪切滑移破裂带,向前方和上方发展)
( h& D4 I0 ]0 _1 [5 ^; J! D图5 煤巷放炮掘进第20非平衡步中心剖面的损伤破坏分布
- I Y) } C4 c' w图6 煤巷放炮掘进第40非平衡步中心剖面的损伤破坏分布
# @) ]4 a% F+ B( j图7 煤巷放炮掘进第81非平衡步中心剖面的损伤破坏分布 由图可见,演化到第20非平衡步后,以拉伸破裂为特征的瓦斯突出阵面推进趋缓,剪切滑移带仍在发展。 图8~9为煤巷掘进前和放炮瞬间的瓦斯压力分布。
, d9 E1 s% F0 u* m/ c图8 煤巷放炮掘进前中心剖面的瓦斯压力分布 炮掘3 G+ E; E7 E+ s; O0 O3 J
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6 R: |5 W/ N9 a5 N
图9 煤巷放炮掘进步中心剖面的瓦斯压力分布 煤巷放炮掘进时,工作面新煤壁发生明显滑移,在上隅角往里的煤体中形成剪切滑移带,如图10所示。 炮掘5 Y* r" r% `5 V6 [; A2 \
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底板
3 n8 P' M4 T2 o, Z: b/ s |
顶板: t! y+ i( ^. x" _; p! X2 e9 Q8 l
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开挖形成的新煤壁7 R" y6 j5 }8 c3 a
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尚未支护的顶煤) A3 Z0 i) g7 Y* X0 M1 r: |- E
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已支护的顶煤 T! i3 ]1 F! A) T* A7 S
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剪切滑移带
- R/ A& Q1 ?- l) N7 v |
新煤壁前方的破裂区6 u0 f5 h; C5 B$ ]; b
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! ]$ [. U+ d0 k: `1 ~5 M. T, n图10 煤巷放炮掘进第40非平衡步中心剖面的煤岩变形状态 自然排放瓦斯11天多,仅释放瓦斯5.6m3。相对于该煤层约18m3/m3的瓦斯含量,排放量还少。计算显示,炮掘进尺已接近原始瓦斯压力区,突出危险性很大。该次煤巷炮掘瓦斯突出粉化煤量约14m3。抛煤速度约为31m/s,突出波超压约20kPa。 |