突出矿井采空区侧向瓦斯卸压带分布特征
【图文】：
第48卷第5期2017年5月SafetyinCoalMinesVol.48No.5May.2017以采空区侧向支承压力峰值点位置作为采空区侧向瓦斯卸压带边界的判定指标（图1）。图1采空区侧向支承压力与煤体瓦斯卸压解吸空间关系图2采空区边界瓦斯卸压带数值模拟及分析2.1模拟模型数值模拟采用数值模拟软件UDEC3.0。UDEC是一种处理不连续介质的二维离散元程序，目前比较理想的模拟岩层破断后移动变形规律的数值模拟软件。试验采用永煤公司某矿22203工作面作为模拟建模条件，为定性说明问题，对建模地质条件做了简化处理，模型取自采面倾向剖面，将模型设置为水平模型，模型长360m，高95.5m，上部载荷按埋深300m加载。模型中各煤岩层物理力学参数见表1。实验模拟方案分为2个，方案1考察因素为煤层采高，煤层采高分为2、3、4、5、6m，工作面面长定为160m，其他条件不变；方案2考察因素为工作面面长，工作面面长分为60、80、100、120、140、160m，煤层采高定为4m，其他条件不变。2.2模拟结果分析为考察22203综采工作面采空区侧向瓦斯卸压带的分布规律，在模型开采煤层中布置垂直应力测线，对煤层开采以后支承压力的分布进行观测分析。2.2.1方案1观测结果不同采高条件时支承压力分布特征如图2，煤层采高变化时采空区侧向支承压力峰值点到煤壁距离见表2。从图2和表2可以看出，当煤层采高变化时，采空区侧向支承压力峰值点到煤壁的距离发生了明显变化。当采高为2m时，采空区左右两侧的支承压力峰值点到煤壁的平均距离为8.9m，当采高为6m时，采空区左右两侧的支承压力峰值点到煤壁的平均距离为19.1m。由此可知，随着采高的不断增加，采空区侧向瓦斯卸压解吸带宽度也逐渐增大；不同采高条件时采空区侧向瓦斯卸压解吸带宽度的变化趋势如图3，随着采高?
长360m，高95.5m，上部载荷按埋深300m加载。模型中各煤岩层物理力学参数见表1。实验模拟方案分为2个，方案1考察因素为煤层采高，煤层采高分为2、3、4、5、6m，工作面面长定为160m，其他条件不变；方案2考察因素为工作面面长，工作面面长分为60、80、100、120、140、160m，煤层采高定为4m，其他条件不变。2.2模拟结果分析为考察22203综采工作面采空区侧向瓦斯卸压带的分布规律，在模型开采煤层中布置垂直应力测线，对煤层开采以后支承压力的分布进行观测分析。2.2.1方案1观测结果不同采高条件时支承压力分布特征如图2，煤层采高变化时采空区侧向支承压力峰值点到煤壁距离见表2。从图2和表2可以看出，当煤层采高变化时，采空区侧向支承压力峰值点到煤壁的距离发生了明显变化。当采高为2m时，采空区左右两侧的支承压力峰值点到煤壁的平均距离为8.9m，当采高为6m时，采空区左右两侧的支承压力峰值点到煤壁的平均距离为19.1m。由此可知，随着采高的不断增加，采空区侧向瓦斯卸压解吸带宽度也逐渐增大；不同采高条件时采空区侧向瓦斯卸压解吸带宽度的变化趋势如图3，随着采高的增加采空区侧向瓦斯卸压解吸带宽度也逐渐增大，，且增大趋势逐渐减缓，整体呈对数分布形态。2.2.2方案2观测结果不同工作面斜长条件时支承压力分布特征如图表2层采高变化时采空区侧向支承压力峰值点到煤壁距离采高/m左侧/m右侧/m平均/m最大应力集中系数29.38.48.93.14313.914.714.33.19415.614.815.23.23517.317.917.63.26618.719.519.13.27表1岩层物理力学性质岩层名称弹模E/GPa泊松比μ抗拉强度σt/MPa材料法向刚度/109（Pa·m-1）材料切向刚度/109（Pa·m-1）粉砂岩粗砂岩细砂岩中砂岩煤
【相似文献】
相关期刊论文 前10条
1 于守财;;浅析沿空掘巷技术及其发展[J];民营科技;2012年02期
2 黄帅;;探讨沿空掘巷的影响因素与解决对策[J];科技资讯;2014年02期
3 李成银,张彬,王公忠;沿空掘巷技术的应用[J];矿山压力与顶板管理;2001年04期
4 石永奎,宋振骐,王崇革;软煤层综放工作面沿空掘巷支护设计[J];岩土力学;2001年04期
5 涂敏,徐华成;综放沿空掘巷位置的分析[J];淮南工业学院学报;2002年02期
6 唐远游,马正兰;陈四楼矿井沿空掘巷支护问题探讨[J];中州煤炭;2002年01期
7 马昌格,王迁,王建强,郭民俭,曾金元;短壁残采轻放工作面沿空掘巷的实践与认识[J];矿山压力与顶板管理;2002年03期
8 司利军,王军;浅谈推广沿空掘巷的必要性和可行性[J];煤炭工程;2003年10期
9 匡孝杰;张双楼煤矿沿空掘巷的实践及思考[J];煤矿开采;2003年03期
10 周志刚;煤锚支护在完全沿空掘巷中的应用[J];煤炭技术;2003年07期
相关会议论文 前10条
1 李学华;侯朝炯;姚强岭;梁顺;;综放沿空掘巷大、小结构稳定性原理及其应用[A];综采放顶煤技术理论与实践的创新发展——综放开采30周年科技论文集[C];2012年
2 曹忠;李秀山;常显东;陈绍杰;;复采条带煤柱沿空掘巷稳定性研究[A];2009矿山灾害预防控制学术研讨会论文集[C];2009年
3 张恩强;;锚杆两侧加固窄煤柱沿空掘巷的矿压分析[A];矿井建设与岩土工程技术新发展[C];1997年
4 靖洪文;许国安;曲天智;张春雨;;深井综放沿空掘巷合理支护形式研究[A];全国地下工程超前地质预报与灾害治理学术及技术研讨会论文集（Ⅰ）[C];2009年
5 蒋世杰;;大倾角动压影响下的沿空掘巷技术[A];第3届全国煤炭工业生产一线青年技术创新文集[C];2008年
6 孙利辉;杨本生;王桂明;王书刚;;孤岛煤柱轻放面“下原位”沿空掘巷支护技术研究[A];中国岩石力学与工程实例第一届学术会议论文集[C];2007年
7 舒生;李秋林;;中岭矿中厚煤层沿空掘巷瓦斯防治技术的研究[A];中国煤炭学会煤矿安全专业委员会2009年学术研讨会交流论文（部分）[C];2009年
8 王艳斌;;顾桥矿深部高应力沿空掘巷围岩强化控制技术[A];第六届全国煤炭工业生产一线青年技术创新文集[C];2011年
9 侯宇刚;江兆利;吕卫东;;较薄厚煤层孤岛综放工作面沿空掘巷围岩控制技术[A];山东省煤矿冲击地压防治研讨会议论文集[C];2007年
10 房桂来;;沿空掘巷锚杆锚网支护[A];面向21世纪的科技进步与社会经济发展（下册）[C];1999年
相关博士学位论文 前7条
1 王德超;千米深井综放沿空掘巷围岩变形破坏演化机理及控制研究[D];山东大学;2015年
2 宋平;斜沟矿厚煤层错层位外错式沿空掘巷与支护技术研究[D];中国矿业大学(北京);2016年
3 李敬佩;许疃矿无煤柱沿空掘巷的围压特征及关键支护技术研究[D];中国矿业大学（北京）;2014年
4 温克珩;深井综放面沿空掘巷窄煤柱破坏规律及其控制机理研究[D];西安科技大学;2009年
5 彭林军;特厚煤层沿空掘巷围岩变形失稳机理及其控制对策[D];中国矿业大学(北京);2012年
6 胡学军;王庄矿大断面沿空掘巷围岩变形控制及快速成巷技术研究[D];中国矿业大学(北京);2012年
7 曲天智;深井综放沿空巷道围岩变形演化规律及控制[D];中国矿业大学;2008年
相关硕士学位论文 前10条
1 王哲豪;开滦林西矿复杂地质条件下沿空掘巷技术研究[D];华北理工大学;2015年
2 凌涛;基本顶破断位置对煤柱稳定性影响及沿空掘巷支护研究[D];湖南科技大学;2015年
3 沈顺平;三软煤层沿空掘巷窄煤柱稳定性分析及围岩控制研究[D];安徽理工大学;2016年
4 许永祥;特厚煤层大采高综放面沿空掘巷技术研究[D];河南理工大学;2015年
5 李佳伟;非均匀弹性地基薄板变形的半解析解及在沿空掘巷中的应用[D];中国矿业大学;2016年
6 双海清;综放沿空掘巷围岩稳定性分析与控制技术研究[D];西安科技大学;2015年
7 刘军;龙马煤业3305工作面运输巷沿空掘巷围岩稳定性分析及控制技术研究及支护技术研究[D];河南理工大学;2014年
8 何团;大隆煤矿沿空掘巷技术研究[D];辽宁工程技术大学;2013年
9 戚福周;极松散煤层完全沿空掘巷支护技术研究[D];安徽理工大学;2015年
10 邢攀;沿空掘巷中锚筋夹芯煤柱混凝土隔离墙的结构性能研究[D];西安科技大学;2012年
本文编号：2583559
本文链接：https://www.wllwen.com/kejilunwen/anquangongcheng/2583559.html
