煤巷掘进突出危险性分析

元计算

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 " g- j, p- A: W

开挖 9 o. S% p: v; d# Y" J+ h7 X

煤巷

7.2m * z3 i  y$ G) g6 M' j

7.2m , j! Q) E  [- R3 r  q

19.5m 2 \7 d1 U4 B+ Y

顶板 : @9 U  W  T7 ^5 c

煤层 + l* _; C9 ~) ^1 @+ @6 w' i

底板

5 h7 v- }4 j$ Z# j3 A) U; w

1 i. J! O8 H8 L7 q, N6 U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）。

5 Y' D6 p; b0 l% J: z# `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 & D$ ]' |+ `7 |; p9 q9 \

图3  煤巷放炮掘进步中心剖面的损伤破坏分布

炮掘 6 f% F, x* J. A7 d2 v' y! ]

9 }! w4 ^& Z  f% a: s% ?$ z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

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

炮掘 & K( G" z) e$ \, q8 w. d' g7 u) M

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

( e1 r/ v# z7 m1 U/ d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。

8 ^# C$ h0 C% a4 T8 }图8  煤巷放炮掘进前中心剖面的瓦斯压力分布

炮掘 6 h3 J5 C. _- n7 {

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 * k  N6 k/ G: V: Q( f

煤层

底板 ( z6 A+ }3 F4 u; D" i$ L0 b

顶板

开挖形成的新煤壁 2 G1 m. a2 ^* B, |! ]

尚未支护的顶煤 : B: z# g$ c, g7 D( b" i8 ^

已支护的顶煤

剪切滑移带 ) X1 k8 e3 |* K, H. e

新煤壁前方的破裂区 # t% n+ |: ?6 W& I

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。