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標題: 煤巷掘進突出危險性分析 [打印本頁]
作者: 元計算 時間: 2013-8-21 17:07
標題: 煤巷掘進突出危險性分析
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,地應力為9MPa量級(埋深約360m)。
1.8m´1.8m/ v; @* x. a G/ A
|
開挖
8 a0 W6 ^! S; }- o$ X$ [7 e" V |
煤巷
- N. S0 Y7 G) ~% M: z5 s# s |
7.2m$ }: j1 P! ^- \ Y1 W. A3 |
|
7.2m
+ O8 [7 x6 D* \: \& O% d$ D |
8 Z' {$ p1 |+ \- T* G0 H9 }/ n4 s
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. F, U. g: i; T; T0 P; Y圖1 煤巷放炮掘進幾何模型(煤巷有支護) 計算參數為
氣體:瓦斯粘性系數 ,瓦斯密度
煤層:煤樣孔隙率 煤樣滲透率
吸附常數
楊氏模量期望值 楊氏模量的Weibell模數
抗剪強度期望值 抗剪強度的Weibell模數
抗拉強度 = 0.6MPa 抗拉強度的Weibell模數
氣固耦合:有效應力系數
導出量: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,發生瓦斯突出,煤巖體中心剖面破裂區域如圖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(包含瓦斯壓力的貢獻),小于-1為剪切破壞區(與瓦斯壓力無關)。
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" ]0 I) v: ]* l# K) k+ F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)
炮掘
: z: v! S3 q3 x( ]. p/ s |
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3 o3 F: S; Y. U4 ^' u
圖3 煤巷放炮掘進步中心剖面的損傷破壞分布 炮掘
) a2 U$ R/ Y% v, h o" x" @- ~ |
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" V5 X# B Y4 c* h5 m: U3 R4 c
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,深藍色為剪切滑移破裂帶,向前方和上方發展)
炮掘) L7 h$ d- {- g/ m i5 I
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0 \1 |8 ]" _' t8 G" F& K) x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 炮掘. l* j6 m' w9 J5 b$ w3 B2 W
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4 k+ x+ p# ^, [8 R* @4 {' \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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9 ?0 ]# O% p* h; {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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圖8 煤巷放炮掘進前中心剖面的瓦斯壓力分布 炮掘4 o) [- q H4 _9 q6 ~! Q' j
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x1 b7 K8 v1 [4 |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。
煤層( |4 t1 o7 e( V1 j$ e# k2 W0 H
|
開挖形成的新煤壁
9 e# H6 ]' E/ y2 g& J$ A |
尚未支護的頂煤
1 H2 u( J4 z: i7 O V7 }* U |
已支護的頂煤5 Z# L6 }$ m5 m( w% }
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剪切滑移帶
7 k* t2 b/ F8 m% v0 s1 H% [ |
新煤壁前方的破裂區 c% v& l" O% G( X3 ]
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6 e7 z/ {+ f0 k$ e
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
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,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。
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