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; P: }0 H) u% A2 J2 o1 O
|
煤巷+ {, H0 ^- O( a( @; }4 R; T
|
7.2m
! |/ Z2 o& e2 { C+ e9 M |
19.5m
! H8 E; O3 u; ^9 K% z& H/ Z: J6 c |
顶板$ [2 K! \; L! P \8 A: R
|
煤层# [1 M: Z- q3 r' J% E+ e: R' z
| * T( H' s- ~4 f6 c% y% b6 L
1 r2 Z$ H* E0 l8 `% C
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)。
0 h4 f8 H5 l& v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)
0 k3 @3 s& u# N& E/ L# Y4 o/ v图3 煤巷放炮掘进步中心剖面的损伤破坏分布
1 I. M% B7 f b, T! M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) 炮掘4 e* K! J5 c7 y, x: Z3 i! F. m
|
1 p) }. f; C' U3 f8 c$ B
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
1 S) h4 D) |" t, x7 g
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
5 s$ u4 M+ O, Z: T5 u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。
) @0 {( J, z) Z图8 煤巷放炮掘进前中心剖面的瓦斯压力分布 炮掘
; G D4 t+ @/ ?6 h3 T3 M+ ], N |
: {) L7 a. x/ e& w9 w5 Y) Z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。 煤层
) Z0 I9 ~; m3 J# x0 ?) `0 j2 J |
开挖形成的新煤壁
' v% C- p/ ]4 ?# L. G, ]) [0 i) _ |
尚未支护的顶煤
/ P+ n! ?" V' ]7 F i" N |
已支护的顶煤
`. Y9 u2 V8 }% U ~ |
剪切滑移带! m- T* b+ k% ~" z0 a
|
新煤壁前方的破裂区
! X3 J' G+ s9 I( R- F& C |
' G" Y, W7 ]$ o3 ~7 e7 b& E2 v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。 |