煤巷放炮掘進幾何模型如圖1示,,煤層抗拉強度 = 0.6MPa,,初始瓦斯壓力 = 1.22MPa,,地應(yīng)力為9MPa量級(埋深約360m),。 1.8m´1.8m
( g) X/ d# R E/ ~& H |
開挖
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煤巷) T& d7 e3 ]- N; v, L1 j5 |* f% n
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7.2m1 L2 r8 ^( @% ?, b5 z; j: i* }
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7.2m/ O3 V% d9 K. t; |/ ]; F
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19.5m
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煤層
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底板1 ~1 ]' P! u: W/ M& _3 I0 O
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+ I5 g2 p" T, L) x8 ?7 v% G/ J/ D# f圖1 煤巷放炮掘進幾何模型(煤巷有支護) 計算參數(shù)為 氣體:瓦斯粘性系數(shù) ,瓦斯密度 煤層:煤樣孔隙率 煤樣滲透率 吸附常數(shù) 楊氏模量期望值 楊氏模量的Weibell模數(shù) 抗剪強度期望值 抗剪強度的Weibell模數(shù) 抗拉強度 = 0.6MPa 抗拉強度的Weibell模數(shù) 氣固耦合:有效應(yīng)力系數(shù) 導(dǎo)出量:滲流特征時間 原始瓦斯含量 =22.7kg/m3 ~ 28m3/m3 計算第1到22步為第一階段,,歷時9.75´105秒(11.28天),,形成初始場,排放瓦斯~6方,。第23步時放炮開挖,,發(fā)生瓦斯突出,煤巖體中心剖面破裂區(qū)域如圖2~7所示,。圖中顏色表示破壞標記 的計算值,,當 大于+1為拉伸破壞區(qū)(包含瓦斯壓力的貢獻),小于-1為剪切破壞區(qū)(與瓦斯壓力無關(guān)),。
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圖2 煤巷放炮掘進前中心剖面的損傷破壞分布 (上隅角和正壁面附近煤體破裂最嚴重,,支護前端頂煤有破裂)
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圖3 煤巷放炮掘進步中心剖面的損傷破壞分布 炮掘
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* x3 v6 K4 H& {- O' v @2 }) U+ ^圖4 煤巷放炮掘進第10非平衡步中心剖面的損傷破壞分布 (淺到紅色為拉伸破裂區(qū),深藍色為剪切滑移破裂帶,,向前方和上方發(fā)展) 炮掘
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]: }4 b( C' H: |5 D/ z圖5 煤巷放炮掘進第20非平衡步中心剖面的損傷破壞分布
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1 p/ ?* F% C/ {: g2 o" K圖6 煤巷放炮掘進第40非平衡步中心剖面的損傷破壞分布
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圖7 煤巷放炮掘進第81非平衡步中心剖面的損傷破壞分布 由圖可見,,演化到第20非平衡步后,以拉伸破裂為特征的瓦斯突出陣面推進趨緩,,剪切滑移帶仍在發(fā)展,。 圖8~9為煤巷掘進前和放炮瞬間的瓦斯壓力分布。
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/ L' p' r& V: y. @( O圖8 煤巷放炮掘進前中心剖面的瓦斯壓力分布 炮掘 D1 V5 x4 i/ Z1 R u$ ~9 M/ P1 V
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圖9 煤巷放炮掘進步中心剖面的瓦斯壓力分布 煤巷放炮掘進時,,工作面新煤壁發(fā)生明顯滑移,,在上隅角往里的煤體中形成剪切滑移帶,如圖10所示。 開挖形成的新煤壁" W" Q$ m- E% G- k! E# @
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尚未支護的頂煤3 i# I& D* b+ L& z1 D
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已支護的頂煤- w$ c0 `, D" C$ z/ M9 d
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剪切滑移帶, E' h K5 X7 Z0 [/ |5 n+ [, z2 `$ y: V
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新煤壁前方的破裂區(qū)
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, u4 Y& ^$ A( d3 D" z6 d3 I. ^圖10 煤巷放炮掘進第40非平衡步中心剖面的煤巖變形狀態(tài) 自然排放瓦斯11天多,,僅釋放瓦斯5.6m3,。相對于該煤層約18m3/m3的瓦斯含量,排放量還少,。計算顯示,,炮掘進尺已接近原始瓦斯壓力區(qū),突出危險性很大,。該次煤巷炮掘瓦斯突出粉化煤量約14m3,。拋煤速度約為31m/s,突出波超壓約20kPa,。 |