煤巷掘進(jìn)突出危險性分析

元計算

煤巷放炮掘進(jìn)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

開挖

煤巷 5 A  L, Q- ?+ P; A8 G- U

7.2m 5 g( h3 @- T7 w) V

7.2m

19.5m

頂板 5 _, g2 Y3 V/ f. Q6 O% ?

煤層

底板

- w' C  G% ^% [# f; _3 }: ]

圖1  煤巷放炮掘進(jìn)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(biāo)記 的計算值，當(dāng) 大于+1為拉伸破壞區(qū)（包含瓦斯壓力的貢獻(xiàn)）,，小于-1為剪切破壞區(qū)（與瓦斯壓力無關(guān)）,。

9 [9 q' P( k, ^' k; v圖2  煤巷放炮掘進(jìn)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(yán)重，支護前端頂煤有破裂）

炮掘 9 d5 f) Z, d3 p7 R+ U( x

: |* k. U, k9 b圖3  煤巷放炮掘進(jìn)步中心剖面的損傷破壞分布

炮掘

" M- e$ i2 W2 ?* U圖4  煤巷放炮掘進(jìn)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(lán)色為剪切滑移破裂帶,，向前方和上方發(fā)展）

炮掘

圖5  煤巷放炮掘進(jìn)第20非平衡步中心剖面的損傷破壞分布

炮掘

圖6  煤巷放炮掘進(jìn)第40非平衡步中心剖面的損傷破壞分布

圖7  煤巷放炮掘進(jìn)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(jìn)趨緩,，剪切滑移帶仍在發(fā)展。

圖8~9為煤巷掘進(jìn)前和放炮瞬間的瓦斯壓力分布,。

8 Q6 c' p) U, ]0 M! q( j& l* L7 d% |; D圖8  煤巷放炮掘進(jìn)前中心剖面的瓦斯壓力分布

炮掘

圖9  煤巷放炮掘進(jìn)步中心剖面的瓦斯壓力分布

煤巷放炮掘進(jìn)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,。

炮掘

煤層

底板

頂板

開挖形成的新煤壁 " h' [" z- C6 I3 a7 W

尚未支護的頂煤

已支護的頂煤 / \& B2 x; V6 f9 k0 Z3 t

剪切滑移帶 8 M0 J  j9 B' \) h. ?. x

新煤壁前方的破裂區(qū)

圖10  煤巷放炮掘進(jìn)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(jìn)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。