CN112240206A - 一种急倾斜特厚煤层开采参数与外部调控优化方法 - Google Patents
一种急倾斜特厚煤层开采参数与外部调控优化方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN112240206A CN112240206A CN202011031032.XA CN202011031032A CN112240206A CN 112240206 A CN112240206 A CN 112240206A CN 202011031032 A CN202011031032 A CN 202011031032A CN 112240206 A CN112240206 A CN 112240206A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- coal seam
- section
- model
- strain energy
- elastic strain
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Granted
Links
- 239000003245 coal Substances 0.000 title claims abstract description 490
- 238000005065 mining Methods 0.000 title claims abstract description 222
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 100
- 238000005457 optimization Methods 0.000 title abstract description 31
- 238000005422 blasting Methods 0.000 claims abstract description 177
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 172
- 238000002347 injection Methods 0.000 claims abstract description 128
- 239000007924 injection Substances 0.000 claims abstract description 128
- 239000011435 rock Substances 0.000 claims description 319
- 238000004088 simulation Methods 0.000 claims description 161
- 238000010586 diagram Methods 0.000 claims description 92
- 238000012544 monitoring process Methods 0.000 claims description 53
- 239000002360 explosive Substances 0.000 claims description 42
- 230000008859 change Effects 0.000 claims description 35
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 claims description 33
- 239000011148 porous material Substances 0.000 claims description 26
- 239000004576 sand Substances 0.000 claims description 25
- 238000004880 explosion Methods 0.000 claims description 24
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 21
- 230000008569 process Effects 0.000 claims description 12
- 238000012545 processing Methods 0.000 claims description 12
- 238000004364 calculation method Methods 0.000 claims description 10
- 241001139947 Mida Species 0.000 claims description 9
- 238000005553 drilling Methods 0.000 claims description 7
- 238000011160 research Methods 0.000 claims description 7
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 claims description 6
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 claims description 6
- 239000004571 lime Substances 0.000 claims description 6
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 claims description 5
- 238000005474 detonation Methods 0.000 claims description 3
- 239000012530 fluid Substances 0.000 claims description 3
- 230000005484 gravity Effects 0.000 claims description 3
- 239000011159 matrix material Substances 0.000 claims description 3
- 238000012163 sequencing technique Methods 0.000 claims description 3
- 230000008901 benefit Effects 0.000 abstract description 8
- 238000013461 design Methods 0.000 abstract description 3
- 239000010410 layer Substances 0.000 description 100
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 description 4
- 238000009826 distribution Methods 0.000 description 4
- 238000009825 accumulation Methods 0.000 description 3
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 3
- 238000005259 measurement Methods 0.000 description 3
- 238000012986 modification Methods 0.000 description 3
- 230000004048 modification Effects 0.000 description 3
- 230000001105 regulatory effect Effects 0.000 description 3
- 239000002023 wood Substances 0.000 description 3
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 2
- 230000009471 action Effects 0.000 description 1
- 238000010276 construction Methods 0.000 description 1
- 230000001276 controlling effect Effects 0.000 description 1
- 238000005336 cracking Methods 0.000 description 1
- 238000011161 development Methods 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- 238000010030 laminating Methods 0.000 description 1
- 230000002265 prevention Effects 0.000 description 1
- 239000011241 protective layer Substances 0.000 description 1
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 1
Images
Classifications
-
- E—FIXED CONSTRUCTIONS
- E21—EARTH OR ROCK DRILLING; MINING
- E21C—MINING OR QUARRYING
- E21C41/00—Methods of underground or surface mining; Layouts therefor
- E21C41/16—Methods of underground mining; Layouts therefor
- E21C41/18—Methods of underground mining; Layouts therefor for brown or hard coal
-
- G—PHYSICS
- G06—COMPUTING; CALCULATING OR COUNTING
- G06F—ELECTRIC DIGITAL DATA PROCESSING
- G06F30/00—Computer-aided design [CAD]
- G06F30/20—Design optimisation, verification or simulation
Landscapes
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Theoretical Computer Science (AREA)
- Mining & Mineral Resources (AREA)
- Physics & Mathematics (AREA)
- Geology (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Computer Hardware Design (AREA)
- Evolutionary Computation (AREA)
- Geometry (AREA)
- General Engineering & Computer Science (AREA)
- General Physics & Mathematics (AREA)
- Remote Sensing (AREA)
- Management, Administration, Business Operations System, And Electronic Commerce (AREA)
Abstract
本发明公开了一种急倾斜特厚煤层开采参数与外部调控优化方法,该方法包括以下步骤:一、急倾斜特厚煤层的模拟建立;二、急倾斜特厚煤层开采顺序的优化;三、急倾斜特厚煤层水平开采段的段高的优化;四、急倾斜特厚煤层工作面推进度的优化;五、急倾斜特厚煤层高压注水间距的优化;六、急倾斜特厚煤层爆破间距的优化。本发明方法步骤简单,设计合理,实现急倾斜特厚煤层开采顺序、水平开采段的段高和工作面推进度的优化,并对外部调控高压注水间距和爆破间距进行优化,实现煤层开采参数和外部注水爆破调控优化的结合,实现急倾斜特厚煤层开采参数的优化,提高了矿区的安全性与经济效益。
Description
技术领域
本发明属于采矿工程技术领域,尤其是涉及一种急倾斜特厚煤层开采参数优化与外部调控方法。
背景技术
急倾斜特厚煤层是指煤层倾角45°以上且煤层厚度8m以上的煤层,矿区内急倾斜特厚煤层赋存状况复杂,煤岩体内部在采动影响及构造应力作用下蓄积大量弹性应变能,蓄积的弹性应变能随回采时煤岩体裂隙逐渐发育失稳而产生释放现象,导致冲击地压事故频发,此类工程性难题本质上为采动影响下急倾斜综放面覆岩弹性应变能演化致灾问题。矿区内急倾斜特厚煤层赋存状况复杂,现有冲击地压理论与防控技术主要面向的是近水平煤层,其开采特点与急倾斜特厚煤层相差较大。另外,现有冲击地压研究多针对于岩石及煤岩组合体进行弹性应变能方面的相关分析,针对急倾斜特厚煤层冲击地压弹性应变能分布特征的相关研究极少。其次,现有技术并未对冲击地压从“源头治理”到“改性调控”的系统性研究。因此,需要一种急倾斜特厚煤层开采参数与外部调控优化方法,实现煤层开采参数和外部注水爆破调控优化的结合,降低冲击地压事故的发生率,提高了矿区的安全性与经济效益。
发明内容
本发明所要解决的技术问题在于针对上述现有技术中的不足,提供一种急倾斜特厚煤层开采参数与外部调控优化方法,其方法步骤简单,设计合理,实现急倾斜特厚煤层开采顺序、水平开采段的段高和工作面推进度的优化,并对外部调控高压注水间距和爆破间距进行优化,实现煤层开采参数和外部注水爆破调控优化的结合,实现急倾斜特厚煤层开采参数的优化,减少急倾斜特厚煤层弹性应变能的积聚而降低冲击地压事故的发生率,提高了矿区的安全性与经济效益。
为解决上述技术问题,本发明利用的技术方案是:一种急倾斜特厚煤层开采参数与外部调控优化方法,其特征在于,该方法包括以下步骤:
步骤一、急倾斜特厚煤层的模拟建立:
步骤101、计算机利用CAD软件建立急倾斜特厚煤层断面图,得到急倾斜特厚煤层断面图文件;
步骤102、计算机将步骤101中的急倾斜特厚煤层断面图文件导入Midas GTS软件中,计算机利用Midas GTS软件中“扩展”工具,并在扩展工具中选择“2D-3D”工具,建立急倾斜特厚煤层三维模型;其中,急倾斜特厚煤层三维模型为立方体急倾斜特厚煤层模型;
步骤103、以立方体急倾斜特厚煤层模型远离地表的一个角为原点O,过原点O且沿采煤工作面推进方向为Y轴,过原点O且与Y轴方向垂直的方向为X轴,过原点O且垂直由X轴和Y轴形成的XOY平面的方向为Z轴;其中,X轴沿立方体急倾斜特厚煤层模型的长边布设,Y轴沿立方体急倾斜特厚煤层模型的宽边布设,Z轴指向地表且沿立方体急倾斜特厚煤层模型的高度方向布设;
步骤104、设定急倾斜特厚煤层三维模型沿Z方向的长度为500m,设定急倾斜特厚煤层三维模型沿Y方向的长度为200m,设定急倾斜特厚煤层三维模型沿X方向的长度为600m;
步骤105、设定立方体急倾斜特厚煤层模型包括夹持岩柱层、分布在夹持岩柱层左侧的第一煤层B1和分布在夹持岩柱层右侧的第二煤层B2,所述第一煤层B1的左侧设定有第一岩层,所述第二煤层B2的右侧设定有第二岩层;
步骤106、计算机利用Midas GTS软件中“网格”工具,分别将夹持岩柱层、第一煤层B1、第二煤层B2、第一岩层和第二岩层进行正方体网格划分,并保存为急倾斜特厚煤层三维网格模型文件;
步骤107、计算机将急倾斜特厚煤层三维网格模型文件导入FLAC3D软件中,得到急倾斜特厚煤层模型;
步骤108、计算机利用FLAC3D软件设定夹持岩柱层、第一岩层、第二岩层、第一煤层B1和第二煤层B2的物理参数;
步骤二、急倾斜特厚煤层开采顺序的优化:
步骤201、设定急倾斜特厚煤层模型中第一煤层B1在Z轴方向500米至75米处由上至下依次划分为多个左上水平开采段,且各个左上水平开采段的段高取值范围为15m~18m;
设定急倾斜特厚煤层模型中第二煤层B2沿Z轴方向500米至75米处由上至下依次划分为多个右上水平开采段,且各个右上水平开采段的段高取值范围为15m~18m;
步骤202、设定急倾斜特厚煤层模型中第一煤层B1中多个左上水平开采段均开采完毕,急倾斜特厚煤层模型中第二煤层B2中多个右上水平开采段均开采完毕;
步骤203、设定急倾斜特厚煤层模型中第一煤层B1沿Z轴方向75米处向下依次划分为多个左下水平开采段,设定急倾斜特厚煤层模型中第二煤层B2沿Z轴方向75米处向下依次划分为多个右下水平开采段;其中,急倾斜特厚煤层模型中第一煤层B1中第j个左下水平开采段记作第B1,j个左水平开采段,急倾斜特厚煤层模型中第二煤层B2中第j个右下水平开采段记作第B2,j个右水平开采段;其中,j为正整数,j≥1;
步骤204、计算机利用FLAC3D软件,通过命令fix设定急倾斜特厚煤层模型的边界条件;
计算机利用FLAC3D软件,通过命令set gravity对急倾斜特厚煤层模型中各个网格赋予重力,并对急倾斜特厚煤层模型进行初始应力边界条件的设定;
步骤205、计算机利用FLAC3D软件在第B1,j个左水平开采段沿Y轴模拟开采完毕,在第B2,j个右水平开采段沿Y轴模拟开采20米,在急倾斜特厚煤层模型沿Y=20画剖面线,得到Y=20米处的断面,计算机并将Y=20米处的断面图记作第一网格断面;其中,第一网格断面与XOZ平面平行;
然后计算机对第一网格断面进行弹性应变能和垂直应力分析,具体过程如下:
步骤2051、计算机将第一网格断面上各个网格按照Z方向从500m到0m,X方向从0m到600m的顺序进行标记;
计算机利用FLAC3D软件调取弹性应变能命令,得到第一网格断面上第c个网格对应的弹性应变能并记作Wc;其中,c和C均为正整数,且1≤c≤C,且C表示第一网格断面上的网格总数;
步骤2052、计算机将Wc小于1×104J的区域标记为白色,计算机将Wc处于[1×104J~4×104J)的区域标记为蓝色,计算机将Wc处于[4×104J~6×104J)的区域标记为绿色,计算机将Wc处于[6×104J~9×104J)的区域标记为黄色,计算机将Wc处于[9×104J~10×104J]的区域标记为红色,得到第一网格断面弹性应变能图;
步骤2053、计算机在第一网格断面弹性应变能图上将弹性应变能处于[1×104J~4×104J)的区域进行标记,得到第一网格断面弹性应变能图上的第一标记区域;
计算机在第一网格断面弹性应变能图上将弹性应变能处于[4×104J~6×104J)的区域进行标记,得到第一网格断面弹性应变能图上的第二标记区域;
计算机在第一网格断面弹性应变能图上将弹性应变能处于[6×104J~9×104J)的区域进行标记,得到第一网格断面弹性应变能图上的第三标记区域;
计算机在第一网格断面弹性应变能图上将弹性应变能处于[9×104J~10×104J]的区域进行标记,当第一网格断面弹性应变能图上弹性应变能处于[9×104J~10×104J]的区域不存在时,则将第一网格断面弹性应变能图中弹性应变能处于[9×104J~10×104J]的面积百分比P1,4记作零;当第一网格断面弹性应变能图上弹性应变能处于[9×104J~10×104J]的区域存在时,得到第一网格断面弹性应变能图上的第四标记区域;
步骤2054、计算机调取灰度化模块对第一网格断面弹性应变能图进行灰度值化处理,得到第一网格断面弹性应变能灰度图;
步骤2055、计算机调用像素点计算模块对第一网格断面弹性应变能灰度图进行像素点计算处理,并得到第一网格断面弹性应变能灰度图的总像素点数量MZ;
步骤2056、计算机根据第一区域阈值调用二值化处理模块,将第一网格断面弹性应变能灰度图转换为第一个弹性应变能二值化图;其中,第一个弹性应变能二值化图的背景区域为白色,第一个弹性应变能二值化图上第一标记区域为黑色;
步骤2057、计算机调用像素点计算模块对第一个弹性应变能二值化图中黑色区域进行像素点统计,得到第一个弹性应变能二值化图中黑色像素点数量Mq,1;
步骤2058、按照步骤2056所述的方法,根据第二区域阈值,将第一网格断面弹性应变能灰度图转换为第二个弹性应变能二值化图;其中,第二个弹性应变能二值化图的背景区域为白色,第二个弹性应变能二值化图上第二标记区域为黑色;
步骤2059、按照步骤2056所述的方法,根据第三区域阈值,将第一网格断面弹性应变能灰度图转换为第三个弹性应变能二值化图;其中,第三个弹性应变能二值化图的背景区域为白色,第三个弹性应变能二值化图上第三标记区域为黑色;
步骤205A、按照步骤2056所述的方法,根据第四区域阈值,将第一网格断面弹性应变能灰度图转换为第四个弹性应变能二值化图;其中,第四个弹性应变能二值化图的背景区域为白色,第四个弹性应变能二值化图上第四标记区域为黑色;
步骤205B、计算机根据公式P1=P1,1+P1,2+P1,3,得到第一网格断面弹性应变能图中弹性应变能处于[1×104J~9×104J)区域的总面积百分比P1;
步骤205C、计算机利用FLAC3D软件,在第B2,j个右水平开采段未开采的180米区域布设h排测点;
步骤205D、计算机利用FLAC3D软件调取plotitems工具中的stresses命令,获取各个测点处的垂直应力,并将各个测点处的垂直应力按照从小到大顺序排列,得到测点垂直应力一次最大值并记作F1,max;
步骤206、计算机利用FLAC3D软件在第B1,j个左水平开采段沿Y轴模拟未开采时,在第B2,j个右水平开采段沿Y轴模拟开采20米,在急倾斜特厚煤层模型沿Y=20画剖面线,得到Y=20米处的断面;计算机将Y=20米处的断面图记作第二网格断面;其中,第二网格断面与XOZ平面平行;
按照步骤2051至步骤205D所述的方法,对第二网格断面进行处理,得到第二网格断面弹性应变能图中弹性应变能处于[1×104J~9×104J)区域的总面积百分比P2、第二网格断面弹性应变能图中弹性应变能处于[9×104J~10×104J]区域的面积百分比P2,4和测点二次垂直应力最大值F2,max;
步骤207、利用计算机判断P1,4或者P2,4等于零是否成立,如果成立执行步骤208;否则,执行步骤209;
步骤208、当P1,4=0,P2,4≠0,则急倾斜特厚煤层工作面开采顺序为先开采第一煤层B1;后开采第二煤层B2;
当P1,4≠0,P2,4=0,则急倾斜特厚煤层工作面开采顺序为先开采第二煤层B2,后开采第一煤层B1;
步骤209:当P1,4≠0,P2,4≠0时,如下:
当P2>P1且F2,max>F1,max时,急倾斜特厚煤层工作面开采顺序为先开采第一煤层B1,后开采第二煤层B2;
当P2<P1且F2,max<F1,max时,急倾斜特厚煤层工作面开采顺序为先开采第二煤层B2,后开采第一煤层B1;
步骤三、急倾斜特厚煤层水平开采段的段高的优化:
步骤301、根据得到急倾斜特厚煤层水平分段的段高计算值hs;其中,L表示液压支架放煤口至XOZ煤层断面上煤壁的水平间距,且L=0.18m,θ表示XOZ煤层断面上煤壁与XOY平面的夹角度,且θ=87°,γ表示偏转角度,且γ取4°,b表示常数,且b=1.55;
步骤302、设定急倾斜特厚煤层水平分段的段高分别为h1、h2、h3、h4和h5;其中,h5=hs+1,h4=hs,h3=hs-2,h2=h3-3,h1=h2-4;
步骤303、设定急倾斜特厚煤层第i个水平分段的段高为hi;其中,i为正整数,且1≤i≤5;
步骤304、计算机利用FLAC3D软件模拟第B1,j个左水平开采段或者第B2,j个右水平开采段的段高取hi时,在第B1,j个左水平开采段或者第B2,j个右水平开采段沿Y轴模拟开采20米,在急倾斜特厚煤层模型沿Y=20画剖面线,得到第B1,j个左水平开采段或者第B2,j个右水平开采段模拟开采Y=20米处的断面图,并记作段高hi时的第三网格断面弹性应变能图;
步骤305、按照步骤2051至步骤205D所述的方法,得到段高hi时的第三网格断面弹性应变能图中弹性应变能处于[1×104J~9×104J)区域的总面积百分比P3,i、段高hi时的第三网格断面弹性应变能图中弹性应变能处于[9×104J~10×104J]区域的面积百分比P3,i,4和段高hi时的测点垂直应力最大值F3,i,max;
步骤306、计算机判断P3,i,4等于零是否成立,如果成立,执行步骤307;否则,执行步骤308;
步骤307、将步骤305中各个段高的测点垂直应力最大值按照从小到大排列,得到测点垂直应力最大值的最小值,则测点垂直应力最大值的最小值所对应的段高为急倾斜特厚煤层水平开采段优化后的段高;
步骤308、将步骤305中各个段高时的第三网格断面弹性应变能图中弹性应变能处于[1×104J~9×104J)区域的总面积百分比按照从小到大排列,得到不同段高下弹性应变能处于[1×104J~9×104J)区域的总面积百分比的最小值,同时,将步骤305中各个段高的测点垂直应力最大值按照从小到大排列,得到不同段高下测点垂直应力最大值的最小值,则不同段高下弹性应变能处于[1×104J~9×104J)区域的总面积百分比的最小值且不同段高下测点垂直应力最大值的最小值所对应的段高为急倾斜特厚煤层水平开采段优化后的段高;
步骤四、急倾斜特厚煤层工作面推进度的优化:
步骤401、设定急倾斜特厚煤层的工作面推进度分别为V1、V2和V3;其中,V1为3.2m/d,V2为4.8m/d,V3为6.4m/d;
步骤402、设定急倾斜特厚煤层第i′个工作面推进度为Vi′;其中,i′为正整数,且1≤i′≤3;
步骤403、计算机利用FLAC3D软件模拟第B1,j个左水平开采段或者第B2,j个右水平开采段的工作面推进度为Vi′时,在第B1,j个左水平开采段或者第B2,j个右水平开采段沿Y轴模拟开采20米,在急倾斜特厚煤层模型沿Y=20画剖面线,得到第B1,j个左水平开采段或者第B2,j个右水平开采段模拟开采Y=20米处的断面图,并记作推进度Vi′时的第四断面弹性应变能图;
步骤404、按照步骤2051至步骤205D所述的方法,得到推进度Vi′时的第四断面弹性应变能图中弹性应变能处于[1×104J~9×104J)区域的总面积百分比P4,i′、推进度Vi′时的第四断面弹性应变能图中弹性应变能处于[9×104J~10×104J]区域的面积百分比P4,i′,4和推进度Vi′时的测点垂直应力最大值F4,i′,max;
步骤405、计算机判断P4,i′,4等于零是否成立,如果成立,执行步骤406;否则,执行步骤407;
步骤406、将步骤405中各个推进度时的测点垂直应力最大值按照从小到大排列,得到不同推进度下测点垂直应力最大值的最小值,则不同推进度下测点垂直应力最大值的最小值所对应的推进度为急倾斜特厚煤层工作面优化后的推进度;
步骤407、将步骤404中各个推进度时的第四断面弹性应变能图中弹性应变能处于[1×104J~9×104J)区域的总面积百分比按照从小到大排列,得到不同推进度下弹性应变能处于[1×104J~9×104J)区域的总面积百分比的最小值,同时,将步骤404中各个推进度的测点垂直应力最大值按照从小到大排列,得到不同推进度下测点垂直应力最大值的最小值,则不同推进度下弹性应变能处于[1×104J~9×104J)区域的总面积百分比的最小值且不同推进度下测点垂直应力最大值的最小值所对应的推进度为急倾斜特厚煤层工作面优化后的推进度;
步骤五、急倾斜特厚煤层高压注水间距的优化:
步骤501、根据夹持岩柱层,计算机利用COMSOL Multiphysics软件建立注水模拟夹持岩柱模型;其中,注水模拟夹持岩柱模型为细砂岩,注水模拟夹持岩柱模型沿X方向的长度为100m,注水模拟夹持岩柱模型沿Y方向的长度为200m,注水模拟夹持岩柱模型沿Z方向的长度为50m;
步骤502、计算机利用COMSOL Multiphysics软件在夹持岩柱模型中模拟钻孔,得到注水通道;其中,注水通道的孔径为113mm,注水通道沿Y方向的长度为135m,注水通道与XOY平面的夹角为零度,注水通道的中心线与XOZ平面的中心线重合;
步骤503、计算机利用COMSOL Multiphysics软件得到注水模拟夹持岩柱网格模型;其中,注水模拟夹持岩柱网格模型中各个网格的连接处记作节点,节点的数量为D;
步骤504、计算机利用COMSOL Multiphysics软件,“流体和基体属性”中设置水密度设置为1000kg/m3,动力粘度设置为1×10-3Pa·s,渗流率设置为3.2×10-7cm/s,孔隙率设置为0.33;
步骤505、计算机利用COMSOL Multiphysics软件设置第一次模拟注水压力F1 s为5MPa,给注水通道模拟注水1h后,并操作COMSOL Multiphysics软件中“研究”工具,得到各个节点的孔隙水压力;
步骤506、计算机利用COMSOL Multiphysics软件中“list”工具,得到D个节点在XYZ坐标系中的坐标,并将第d个节点记作Od,且第d个节点Od的坐标记作(xd,yd,zd);其中,xd表示第d个节点Od沿X轴方向的坐标值,yd表示第d个节点Od沿Y轴方向的坐标值,zd表示第d个节点Od沿Z轴方向的坐标值,d为正整数,且1≤d≤D;
步骤507、计算机利用COMSOL Multiphysics软件中“list”工具,得到注水通道入口中心Or,1的坐标为(xr,1,yr,1,zr,1)和注水通道孔底中心Or,2的坐标为(xr,2,yr,2,zr,2);其中,xr,1=xr,2,yr,1=0,yr,2=135,zr,1=zr,2;
步骤508、计算机设定过第d个节点Od的坐标(xd,yd,zd)且与向量垂直的交点记作交点O′d,并将交点O′d的坐标记作(x′d,y′d,z′d);且xr,1=xr,2=x′d,zr,1=zr,2=z′d;
步骤5010、计算机设定第一个间距判断值为di1,且di1=0,当Ld等于di1时,将各个节点中与注水通道的中心线之间的间距均为di1时的各个节点进行标号,并将与注水通道的中心线之间的间距为di1中的第e个节点记作
步骤5012、按照步骤5010至步骤5011所述的方法,计算机设定第g个间距判断值dig,得到节点与注水通道的中心线之间的间距为dig时的孔隙水压力均值其中,dig=dig-1+k,dig-1表示第g-1个间距判断值,且g为正整数,且1<g≤G,k为常数;
步骤5014、计算机以间距判断值为横坐标,以孔隙水压力均值为纵坐标,绘制G个间距判断值所对应的G个孔隙水压力均值并拟合,得到孔隙水压力曲线;计算机获取孔隙水压力曲线上任一点切线的斜率,并将切线的斜率最大值记作第一次模拟注水压力F1 s下的最大变化率;
步骤5017、计算机将第一次模拟注水压力F1 s下的最大变化率,...,第l次模拟注水压力Fl s下的最大变化率,...,第L′次模拟注水压力下的最大变化率进行排序,得到最大变化率中的最大值,则最大变化率中的最大值所对应的间距判断值乘以2即为急倾斜特厚煤层优化后的高压注水间距;
步骤六、急倾斜特厚煤层爆破间距的优化:
步骤601、根据夹持岩柱层,建立第一个爆破模拟夹持岩柱模型,并获取第一个爆破模拟夹持岩柱模型下的最大应力值,具体过程如下:
步骤6011、急倾斜特厚煤层优化后的高压注水间距记作第一个模拟炮距根据夹持岩柱层,计算机利用ANSYS LS-DYNA软件建立第一个爆破模拟夹持岩柱模型;其中,第一个爆破模拟夹持岩柱模型为细砂岩,第一个爆破模拟夹持岩柱模型沿X方向的长度为0.05m,第一个爆破模拟夹持岩柱模型沿Y方向的长度为第一个模拟炮距第一个爆破模拟夹持岩柱模型沿Z方向的长度为3m;
步骤6012、计算机在ANSYS LS-DYNA软件中定义单元类型;其中,单元类型为SOLID164三维实体单元;
步骤6013、计算机利用ANSYS LS-DYNA软件,设定网格尺寸为0.05m×0.05m,对步骤6011中夹持岩柱模型中的YOZ平面进行有限元网格划分,生成第一爆破模拟夹持岩柱网格模型;
步骤6014、计算机利用ANSYS LS-DYNA软件,通过命令Nsel设置第一爆破模拟夹持岩柱网格模型的边界条件,且第一爆破模拟夹持岩柱网格模型与YOZ平面平行的左端边界和与YOZ平面平行的右端边界均为无反射边界;
步骤6015、计算机利用ANSYS LS-DYNA软件,在第一爆破模拟夹持岩柱网格模型与XOZ平面平行的前端面中心位置设置第一炸药模型,在第一爆破模拟夹持岩柱网格模型与XOZ平面平行的后端面中心位置设置第二炸药模型;其中,第一炸药模型和第二炸药模型沿Z方向的长度为1m,第一炸药模型和第二炸药模型之间沿Y轴方向的间距即为
步骤6017、计算机利用ANSYS LS-DYNA软件设定第一炸药模型和第二炸药模型中炸药的密度为1100kg/m3,炸药的爆速为4020m/s,且第一炸药模型和第二炸药模型中JWL状态参数方程的A参数为217.08GPa,B参数为0.184GPa,R1参数为4.25,R2参数为0.91,ω参数为0.15,单位体积炸药的初始内能为4.24J/m3;
步骤6018、计算机利用ANSYS LS-DYNA软件在第一爆破模拟夹持岩柱网格模型内设置两个爆破监测点;其中,两个爆破监测点位于第一炸药模型和第二炸药模型之间,且沿XOZ平面的中心线均布,第1个爆破监测点位于第一爆破模拟夹持岩柱网格模型中距离第一炸药模型最近的网格中,第二个爆破监测点位于第一炸药模型和第二炸药模型之间沿Y方向的中心位置处的网格中;
步骤6019、计算机利用ANSYS LS-DYNA软件MainMenu工具中Write Jobname.k工具,输出模型关键字文件,并将关键字文件递交LS-DYNA求解,获取两个爆破监测点的应力;
步骤6010、计算机将第一次爆破模拟下第1个爆破监测点的应力记作f1 p,1和第2个爆破监测点的应力记作f2 p,1;
步骤602、设定第二个模拟炮距为且按照步骤601所述的方法,建立第二个爆破模拟夹持岩柱模型,且第二个爆破模拟夹持岩柱模型沿Y方向的长度为第二个模拟炮距并获取第二次爆破模拟下第1个爆破监测点的应力f1 p,2和第2个爆破监测点的应力f2 p,2;
步骤603、多次重复步骤602,设定第k′个模拟炮距为且按照步骤601所述的方法,建立第k′个爆破模拟夹持岩柱模型,且第k′个爆破模拟夹持岩柱模型沿Y方向的长度为第k′个模拟炮距并获取第k′次爆破模拟下第1个爆破监测点的应力f1 p ,k′和第2个爆破监测点的应力f2 p,k′;其中,表示第k′-1个模拟炮距;
步骤604、多次重复步骤603,直至第K′个模拟炮距为30m时,建立第K′个爆破模拟夹持岩柱模型,且第K′个爆破模拟夹持岩柱模型沿Y方向的长度为第K′个模拟炮距并获取第K′次爆破模拟下第1个爆破监测点的应力f1 p,K′和第2个爆破监测点的应力f2 p,K′;其中,K′为正整数,且1<k′≤K′;
步骤605、计算机将f1 p,1,f1 p,2,...,f1 p,k′,...,f1 p,K′分别进行比较,获取爆破模拟下第1个爆破监测点的最大应力值计算机将f2 p,1,f2 p,2,...,f2 p,k′,...,f2 p,K′分别进行比较,获取爆破模拟下第2个爆破监测点的最大应力值则爆破模拟下第1个爆破监测点的最大应力值和爆破模拟下第2个爆破监测点的最大应力值所对应的模拟炮距为急倾斜特厚煤层优化后的爆破间距。
上述的一种急倾斜特厚煤层开采参数与外部调控优化方法,其特征在于:步骤105中夹持岩柱层、第一岩层和第二岩层,具体如下:
第一岩层包括依次贴合的第一左粉砂岩层、第一左细粒砂岩层、第二左粉砂岩层和第二左细粒砂岩层,所述第一左粉砂岩层贴合第一煤层B1,第二岩层包括依次贴合的灰质泥岩层、第一右粉砂岩层、第一右细粒砂岩层、炭质泥岩层、泥岩层、第二右细粒砂岩层和第二右粉砂岩层,所述灰质泥岩层贴合第二煤层B2;其中,第一煤层B1和第二煤层B2与XOY平面之间的夹角为87°,即第一煤层B1和第二煤层B2的倾角为87°,夹持岩柱层包括依次贴合的第一中间灰质泥岩层、第一中间粉砂岩层、中间细砂岩层、第二中间粉砂岩层和第二中间灰质泥岩层,所述第一中间灰质泥岩层靠近第一煤层B1布设,所述第二中间灰质泥岩层靠近第二煤层B2布设。
上述的一种急倾斜特厚煤层开采参数与外部调控优化方法,其特征在于:步骤108中设定夹持岩柱层、第一岩层、第二岩层和第一煤层B1和第二煤层B2的物理参数,具体过程如下:
设定第一煤层B1的体积模量为1.67GPa,第一煤层B1的剪贴模量为1.06GPa,第一煤层B1的抗拉强度为0.68GPa,第一煤层B1的内聚力为1.71MPa,第一煤层B1的内摩擦角为23.7°,第一煤层B1的容重为1253kN/m3;
设定第二煤层B2的体积模量为2.09GPa,第二煤层B2的剪贴模量为1.15GPa,第二煤层B2的抗拉强度为1.42GPa,第二煤层B2的内聚力为2.4MPa,第二煤层B2的内摩擦角为25.9°,第二煤层B2的容重为1300kN/m3;
第一左粉砂岩层、第二左粉砂岩层、第一右粉砂岩层、第二右粉砂岩层、第一中间粉砂岩层和第二中间粉砂岩层均记作粉砂岩层,粉砂岩层的体积模量均为8.08GPa,粉砂岩层的剪贴模量为5.67GPa,粉砂岩层的抗拉强度为2.39GPa,粉砂岩层的内聚力为3.6MPa,粉砂岩层的内摩擦角为37°,粉砂岩层的容重为2768kN/m3;
第一左细粒砂岩层、第二左细粒砂岩层、第一右细粒砂岩层、第二右细粒砂岩层均记作细粒砂岩层,细粒砂岩层的体积模量均为9.35GPa,细粒砂岩层的剪贴模量为6.32GPa,细粒砂岩层的抗拉强度为3.83GPa,细粒砂岩层的内聚力为3.93MPa,细粒砂岩层的内摩擦角为32.3°,细粒砂岩层的容重为2620kN/m3;
中间细砂岩层的体积模量均为8.30GPa,中间细砂岩层的剪贴模量为4.10GPa,中间细砂岩层的抗拉强度为2.39GPa,中间细砂岩层的内聚力为3.7MPa,中间细砂岩层的内摩擦角为30.33°,中间细砂岩层的容重为2483kN/m3;
炭质泥岩层的体积模量均为7.96GPa,炭质泥岩层的剪贴模量为3.83GPa,炭质泥岩层的抗拉强度为1.41GPa,炭质泥岩层的内聚力为3.63MPa,炭质泥岩层的内摩擦角为26.7°,炭质泥岩层的容重为2008kN/m3;
泥岩层的体积模量均为7.96GPa,泥岩层的剪贴模量为3.83GPa,泥岩层的抗拉强度为1.41GPa,泥岩层的内聚力为3.63MPa,泥岩层的内摩擦角为26.7°,泥岩层的容重为2008kN/m3;
灰质泥岩层、第一中间灰质泥岩层和第二中间灰质泥岩层均记作灰质泥岩层,灰质泥岩层的体积模量均为7.21GPa,灰质泥岩层的剪贴模量为3.25GPa,灰质泥岩层的抗拉强度为1.23GPa,灰质泥岩层的内聚力为3.24MPa,灰质泥岩层的内摩擦角为29.3°,灰质泥岩层的容重为2120kN/m3。
上述的一种急倾斜特厚煤层开采参数与外部调控优化方法,其特征在于:步骤204中计算机利用FLAC3D软件,对急倾斜特厚煤层模型进行初始应力边界条件的设定,具体如下:
急倾斜特厚煤层模型中Z=0平面处的Z向应力为13.5MPa,急倾斜特厚煤层模型中Z=0平面处的Y向应力为13.5MPa,急倾斜特厚煤层模型中Z=0平面处的X向应力为24MPa,急倾斜特厚煤层模型中XOY煤层截面沿Z轴反向应力逐渐增加,急倾斜特厚煤层模型中XOY煤层截面上Z向应力的应力变化率为0.027MPa/m,急倾斜特厚煤层模型中XOY煤层截面上Y向应力的应力变化率为0.027MPa/m,急倾斜特厚煤层模型中XOY煤层截面上X向应力的应力变化率为0.048MPa/m。
上述的一种急倾斜特厚煤层开采参数与外部调控优化方法,其特征在于:步骤204中计算机利用FLAC3D软件,通过命令fix设定急倾斜特厚煤层模型的边界条件,具体如下:
急倾斜特厚煤层模型的底端边界位于Z=-0.1平面和Z=0.1平面之间,急倾斜特厚煤层模型的左端边界位于X=-0.1平面和X=0.1平面之间,急倾斜特厚煤层模型的右端边界位于X=599.9平面和X=600.1平面之间,急倾斜特厚煤层模型的前端边界位于Y=-0.1平面和Y=0.1平面之间,急倾斜特厚煤层模型的后端边界位于Y=199.9平面和Y=200.1平面之间。
上述的一种急倾斜特厚煤层开采参数与外部调控优化方法,其特征在于:步骤205C中h排测点沿X方向均布布设,相邻两排测点的间距为5m~6m,h排测点处于第B2,j个右水平开采段底部3m范围内,且每排测点包括n个测点,n个测点沿Y方向均布,测点的总数为nh;其中,n和h均为正整数。
上述的一种急倾斜特厚煤层开采参数与外部调控优化方法,其特征在于:步骤2056中第一区域阈值为第一网格断面弹性应变能灰度图中第一标记区域中各个像素点灰度值的平均值;
步骤2058中第二区域阈值为第一网格断面弹性应变能灰度图中第二标记区域中各个像素点灰度值的平均值;
步骤2059中第三区域阈值为第一网格断面弹性应变能灰度图中第三标记区域中各个像素点灰度值的平均值;
步骤20A中第四区域阈值为第一网格断面弹性应变能灰度图中第四标记区域中各个像素点灰度值的平均值。
上述的一种急倾斜特厚煤层开采参数与外部调控优化方法,其特征在于:步骤503中计算机利用COMSOL Multiphysics软件得到注水模拟夹持岩柱网格模型,具体过程如下:
计算机利用COMSOL Multiphysics软件中“网格”工具,“网格”工具中选择“自由四面体网格”,并设置最大单元大小为4.71m,最小单元大小为1.41m,最大单元增长率为1.15,曲率因子为0.6,狭窄区域分辨率为0.7,得到注水模拟夹持岩柱网格模型。
上述的一种急倾斜特厚煤层开采参数与外部调控优化方法,其特征在于:步骤5012中常数k的取值范围为1m~2m。
上述的一种急倾斜特厚煤层开采参数与外部调控优化方法,其特征在于:步骤6014中计算机利用ANSYS LS-DYNA软件,通过命令Nsel设置第一爆破模拟夹持岩柱网格模型的边界条件,具体如下:第一爆破模拟夹持岩柱网格模型的底端边界位于Z=-0.1平面和Z=0.1平面之间,第一爆破模拟夹持岩柱网格模型的顶端边界位于Z=2.9平面和Z=3.1平面之间,第一爆破模拟夹持岩柱网格模型的左端边界位于X=-0.1平面和X=0.1平面之间,第一爆破模拟夹持岩柱网格模型的后端边界位于Y=0.049平面和Y=0.051平面之间,第一爆破模拟夹持岩柱网格模型的后端边界位于X=9.9平面和X=10.1平面之间,第一爆破模拟夹持岩柱网格模型的前端边界位于Y=-0.1平面和Y=0.1平面之间。
本发明与现有技术相比具有以下优点:
1、本发明所利用的急倾斜特厚煤层开采参数与外部调控优化方法步骤简单、实现方便且操作简便,既考虑急倾斜特厚煤层的开采参数等“源头治理”,又考虑采用注水和爆破等“改性调控”手段,避免冲击地压事故的发生率。
2、本发明操作简便且使用效果好,首先是急倾斜特厚煤层的模拟建立,之后分别进行急倾斜特厚煤层开采顺序的优化、急倾斜特厚煤层水平开采段的段高的优化和急倾斜特厚煤层工作面推进度的优化,接着急倾斜特厚煤层高压注水间距的优化和急倾斜特厚煤层爆破致裂间距的优化,一方面避免急倾斜特厚煤层冲击地压弹性应变能的积聚,改善围岩应力条件;另一方面通过注水和爆破致裂以释放急倾斜特厚煤层积聚的冲击地压。
3、本发明的急倾斜特厚煤层开采参数优化方法,有效地依据乌鲁木齐矿区急倾斜煤层实际采矿区,针对距离地表面425m处以下的煤层进行模拟研究,实现乌鲁木齐矿区急倾斜煤层深层开采时的科学开采参数优化,是因为距离地表425m处在采动影响及构造力应力作用下蓄积大量弹性应变能,蓄积的弹性应变能随回采是煤层体裂隙逐渐发育失稳而产生释放现象,导致冲击地压事故频发。
4、本发明考虑第一煤层和第二煤层本为彼此的保护层,不同煤层开采顺序下煤层的弹性应变能和应力分布不同,因此通过比较不同开采顺序下的弹性应变能处于[1×104J~9×104J)区域的总面积百分比、弹性应变能处于[9×104J~10×104J]区域的面积百分比和不同开采顺序下的测点垂直应力最大值,确定急倾斜特厚煤层开采顺序,从而为乌鲁木齐矿区急倾斜煤层开采顺序提供了准确的分析依据。
5、本发明考虑第一煤层和第二煤层中425m处以上的煤层均开采完毕下,在计算段高的基础上获取调整后不同的段高,不同段高下煤层的弹性应变能和应力分布不同,因此通过比较不同段高下的弹性应变能处于[1×104J~9×104J)区域的总面积百分比、弹性应变能处于[9×104J~10×104J]区域的面积百分比和不同段高下的测点垂直应力最大值,从而为乌鲁木齐矿区急倾斜煤层不同段高提供了准确的分析依据。
6、本发明考虑煤层推进度的不均衡也会导致冲击地压的发生,从而针对不同推进度下煤层的弹性应变能和应力分布不同,因此通过比较不同推进度下的弹性应变能处于[1×104J~9×104J)区域的总面积百分比、弹性应变能处于[9×104J~10×104J]区域的面积百分比和不同推进度下的测点垂直应力最大值,确定急倾斜特厚煤层工作面的推进度,从而为乌鲁木齐矿区急倾斜煤层工作面的推进度提供了准确的分析依据。
7、本发明考虑乌鲁木齐矿区急倾斜煤层中第一煤层和第二煤层之间的夹持岩柱建立注水模拟夹持岩柱模型,并考虑不同模拟注水压力下各个节点孔隙水压力的变化率,则孔隙水压力的变化率中的最大值所对应的间距判断值乘以2即为急倾斜特厚煤层优化后的高压注水间距。
8、本发明考虑乌鲁木齐矿区急倾斜煤层中第一煤层和第二煤层之间的夹持岩柱建立爆破模拟夹持岩柱模型,并考虑不同模拟炮距下第1个爆破监测点的应力和第2个爆破监测点的应力,从而在急倾斜特厚煤层优化后的高压注水间距基础上得到急倾斜特厚煤层工作面开采优化后的爆破间距。
9、本发明的急倾斜特厚煤层开采参数与外部调控优化方法获取的优化参数,有效地缓解了乌鲁木齐矿区急倾斜煤层的冲击地压现象,为保证急倾斜煤层的安全高效开采提供科学依据。
下面通过附图和实施例,对本发明的技术方案做进一步的详细描述。
附图说明
图1为本发明急倾斜特厚煤层三维模型的结构示意图。
图2为本发明的方法流程框图。
附图标记说明:
1-1—第一左粉砂岩层; 1-2—第一左细粒砂岩层;
1-3—第二左粉砂岩层; 1-4—第二左细粒砂岩层;
2-1—灰质泥岩层; 2-2—第一右粉砂岩层;
2-3—第一右细粒砂岩层; 2-4—炭质泥岩层;
2-5—泥岩层; 2-6—第二右细粒砂岩层;
2-7—第二右粉砂岩层; 5—夹持岩柱层;
5-1—第一中间灰质泥岩层; 5-2—第一中间粉砂岩层;
5-3—中间细砂岩层; 5-4—第二中间粉砂岩层;
5-5—第二中间灰质泥岩层。
具体实施方式
如图1和图2所示的一种急倾斜特厚煤层开采参数与外部调控优化方法,该方法包括以下步骤:
步骤一、急倾斜特厚煤层的模拟建立:
步骤101、计算机利用CAD软件建立急倾斜特厚煤层断面图,得到急倾斜特厚煤层断面图文件;
步骤102、计算机将步骤101中的急倾斜特厚煤层断面图文件导入Midas GTS软件中,计算机利用Midas GTS软件中“扩展”工具,并在扩展工具中选择“2D-3D”工具,建立急倾斜特厚煤层三维模型;其中,急倾斜特厚煤层三维模型为立方体急倾斜特厚煤层模型;
步骤103、以立方体急倾斜特厚煤层模型远离地表的一个角为原点O,过原点O且沿采煤工作面推进方向为Y轴,过原点O且与Y轴方向垂直的方向为X轴,过原点O且垂直由X轴和Y轴形成的XOY平面的方向为Z轴;其中,X轴沿立方体急倾斜特厚煤层模型的长边布设,Y轴沿立方体急倾斜特厚煤层模型的宽边布设,Z轴指向地表且沿立方体急倾斜特厚煤层模型的高度方向布设;
步骤104、设定急倾斜特厚煤层三维模型沿Z方向的长度为500m,设定急倾斜特厚煤层三维模型沿Y方向的长度为200m,设定急倾斜特厚煤层三维模型沿X方向的长度为600m;
步骤105、设定立方体急倾斜特厚煤层模型包括夹持岩柱层5、分布在夹持岩柱层5左侧的第一煤层B1和分布在夹持岩柱层5右侧的第二煤层B2,所述第一煤层B1的左侧设定有第一岩层,所述第二煤层B2的右侧设定有第二岩层;
步骤106、计算机利用Midas GTS软件中“网格”工具,分别将夹持岩柱层5、第一煤层B1、第二煤层B2、第一岩层和第二岩层进行正方体网格划分,并保存为急倾斜特厚煤层三维网格模型文件;
步骤107、计算机将急倾斜特厚煤层三维网格模型文件导入FLAC3D软件中,得到急倾斜特厚煤层模型;
步骤108、计算机利用FLAC3D软件设定夹持岩柱层5、第一岩层、第二岩层、第一煤层B1和第二煤层B2的物理参数;
步骤二、急倾斜特厚煤层开采顺序的优化:
步骤201、设定急倾斜特厚煤层模型中第一煤层B1在Z轴方向500米至75米处由上至下依次划分为多个左上水平开采段,且各个左上水平开采段的段高取值范围为15m~18m;
设定急倾斜特厚煤层模型中第二煤层B2沿Z轴方向500米至75米处由上至下依次划分为多个右上水平开采段,且各个右上水平开采段的段高取值范围为15m~18m;
步骤202、设定急倾斜特厚煤层模型中第一煤层B1中多个左上水平开采段均开采完毕,急倾斜特厚煤层模型中第二煤层B2中多个右上水平开采段均开采完毕;
步骤203、设定急倾斜特厚煤层模型中第一煤层B1沿Z轴方向75米处向下依次划分为多个左下水平开采段,设定急倾斜特厚煤层模型中第二煤层B2沿Z轴方向75米处向下依次划分为多个右下水平开采段;其中,急倾斜特厚煤层模型中第一煤层B1中第j个左下水平开采段记作第B1,j个左水平开采段,急倾斜特厚煤层模型中第二煤层B2中第j个右下水平开采段记作第B2,j个右水平开采段;其中,j为正整数,j≥1;
步骤204、计算机利用FLAC3D软件,通过命令fix设定急倾斜特厚煤层模型的边界条件;
计算机利用FLAC3D软件,通过命令set gravity对急倾斜特厚煤层模型中各个网格赋予重力,并对急倾斜特厚煤层模型进行初始应力边界条件的设定;
步骤205、计算机利用FLAC3D软件在第B1,j个左水平开采段沿Y轴模拟开采完毕,在第B2,j个右水平开采段沿Y轴模拟开采20米,在急倾斜特厚煤层模型沿Y=20画剖面线,得到Y=20米处的断面,计算机并将Y=20米处的断面图记作第一网格断面;其中,第一网格断面与XOZ平面平行;
然后计算机对第一网格断面进行弹性应变能和垂直应力分析,具体过程如下:
步骤2051、计算机将第一网格断面上各个网格按照Z方向从500m到0m,X方向从0m到600m的顺序进行标记;
计算机利用FLAC3D软件调取弹性应变能命令,得到第一网格断面上第c个网格对应的弹性应变能并记作Wc;其中,c和C均为正整数,且1≤c≤C,且C表示第一网格断面上的网格总数;
步骤2052、计算机将Wc小于1×104J的区域标记为白色,计算机将Wc处于[1×104J~4×104J)的区域标记为蓝色,计算机将Wc处于[4×104J~6×104J)的区域标记为绿色,计算机将Wc处于[6×104J~9×104J)的区域标记为黄色,计算机将Wc处于[9×104J~10×104J]的区域标记为红色,得到第一网格断面弹性应变能图;
步骤2053、计算机在第一网格断面弹性应变能图上将弹性应变能处于[1×104J~4×104J)的区域进行标记,得到第一网格断面弹性应变能图上的第一标记区域;
计算机在第一网格断面弹性应变能图上将弹性应变能处于[4×104J~6×104J)的区域进行标记,得到第一网格断面弹性应变能图上的第二标记区域;
计算机在第一网格断面弹性应变能图上将弹性应变能处于[6×104J~9×104J)的区域进行标记,得到第一网格断面弹性应变能图上的第三标记区域;
计算机在第一网格断面弹性应变能图上将弹性应变能处于[9×104J~10×104J]的区域进行标记,当第一网格断面弹性应变能图上弹性应变能处于[9×104J~10×104J]的区域不存在时,则将第一网格断面弹性应变能图中弹性应变能处于[9×104J~10×104J]的面积百分比P1,4记作零;当第一网格断面弹性应变能图上弹性应变能处于[9×104J~10×104J]的区域存在时,得到第一网格断面弹性应变能图上的第四标记区域;
步骤2054、计算机调取灰度化模块对第一网格断面弹性应变能图进行灰度值化处理,得到第一网格断面弹性应变能灰度图;
步骤2055、计算机调用像素点计算模块对第一网格断面弹性应变能灰度图进行像素点计算处理,并得到第一网格断面弹性应变能灰度图的总像素点数量MZ;
步骤2056、计算机根据第一区域阈值调用二值化处理模块,将第一网格断面弹性应变能灰度图转换为第一个弹性应变能二值化图;其中,第一个弹性应变能二值化图的背景区域为白色,第一个弹性应变能二值化图上第一标记区域为黑色;
步骤2057、计算机调用像素点计算模块对第一个弹性应变能二值化图中黑色区域进行像素点统计,得到第一个弹性应变能二值化图中黑色像素点数量Mq,1;
步骤2058、按照步骤2056所述的方法,根据第二区域阈值,将第一网格断面弹性应变能灰度图转换为第二个弹性应变能二值化图;其中,第二个弹性应变能二值化图的背景区域为白色,第二个弹性应变能二值化图上第二标记区域为黑色;
步骤2059、按照步骤2056所述的方法,根据第三区域阈值,将第一网格断面弹性应变能灰度图转换为第三个弹性应变能二值化图;其中,第三个弹性应变能二值化图的背景区域为白色,第三个弹性应变能二值化图上第三标记区域为黑色;
步骤205A、按照步骤2056所述的方法,根据第四区域阈值,将第一网格断面弹性应变能灰度图转换为第四个弹性应变能二值化图;其中,第四个弹性应变能二值化图的背景区域为白色,第四个弹性应变能二值化图上第四标记区域为黑色;
步骤205B、计算机根据公式P1=P1,1+P1,2+P1,3,得到第一网格断面弹性应变能图中弹性应变能处于[1×104J~9×104J)区域的总面积百分比P1;
步骤205C、计算机利用FLAC3D软件,在第B2,j个右水平开采段未开采的180米区域布设h排测点;
步骤205D、计算机利用FLAC3D软件调取plotitems工具中的stresses命令,获取各个测点处的垂直应力,并将各个测点处的垂直应力按照从小到大顺序排列,得到测点垂直应力一次最大值并记作F1,max;
步骤206、计算机利用FLAC3D软件在第B1,j个左水平开采段沿Y轴模拟未开采时,在第B2,j个右水平开采段沿Y轴模拟开采20米,在急倾斜特厚煤层模型沿Y=20画剖面线,得到Y=20米处的断面;计算机将Y=20米处的断面图记作第二网格断面;其中,第二网格断面与XOZ平面平行;
按照步骤2051至步骤205D所述的方法,对第二网格断面进行处理,得到第二网格断面弹性应变能图中弹性应变能处于[1×104J~9×104J)区域的总面积百分比P2、第二网格断面弹性应变能图中弹性应变能处于[9×104J~10×104J]区域的面积百分比P2,4和测点二次垂直应力最大值F2,max;
步骤207、利用计算机判断P1,4或者P2,4等于零是否成立,如果成立执行步骤208;否则,执行步骤209;
步骤208、当P1,4=0,P2,4≠0,则急倾斜特厚煤层工作面开采顺序为先开采第一煤层B1;后开采第二煤层B2;
当P1,4≠0,P2,4=0,则急倾斜特厚煤层工作面开采顺序为先开采第二煤层B2,后开采第一煤层B1;
步骤209:当P1,4≠0,P2,4≠0时,如下:
当P2>P1且F2,max>F1,max时,急倾斜特厚煤层工作面开采顺序为先开采第一煤层B1,后开采第二煤层B2;
当P2<P1且F2,max<F1,max时,急倾斜特厚煤层工作面开采顺序为先开采第二煤层B2,后开采第一煤层B1;
步骤三、急倾斜特厚煤层水平开采段的段高的优化:
步骤301、根据得到急倾斜特厚煤层水平分段的段高计算值hs;其中,L表示液压支架放煤口至XOZ煤层断面上煤壁的水平间距,且L=0.18m,θ表示XOZ煤层断面上煤壁与XOY平面的夹角度,且θ=87°,γ表示偏转角度,且γ取4°,b表示常数,且b=1.55;
步骤302、设定急倾斜特厚煤层水平分段的段高分别为h1、h2、h3、h4和h5;其中,h5=hs+1,h4=hs,h3=hs-2,h2=h3-3,h1=h2-4;
步骤303、设定急倾斜特厚煤层第i个水平分段的段高为hi;其中,i为正整数,且1≤i≤5;
步骤304、计算机利用FLAC3D软件模拟第B1,j个左水平开采段或者第B2,j个右水平开采段的段高取hi时,在第B1,j个左水平开采段或者第B2,j个右水平开采段沿Y轴模拟开采20米,在急倾斜特厚煤层模型沿Y=20画剖面线,得到第B1,j个左水平开采段或者第B2,j个右水平开采段模拟开采Y=20米处的断面图,并记作段高hi时的第三网格断面弹性应变能图;
步骤305、按照步骤2051至步骤205D所述的方法,得到段高hi时的第三网格断面弹性应变能图中弹性应变能处于[1×104J~9×104J)区域的总面积百分比P3,i、段高hi时的第三网格断面弹性应变能图中弹性应变能处于[9×104J~10×104J]区域的面积百分比P3,i,4和段高hi时的测点垂直应力最大值F3,i,max;
步骤306、计算机判断P3,i,4等于零是否成立,如果成立,执行步骤307;否则,执行步骤308;
步骤307、将步骤305中各个段高的测点垂直应力最大值按照从小到大排列,得到测点垂直应力最大值的最小值,则测点垂直应力最大值的最小值所对应的段高为急倾斜特厚煤层水平开采段优化后的段高;
步骤308、将步骤305中各个段高时的第三网格断面弹性应变能图中弹性应变能处于[1×104J~9×104J)区域的总面积百分比按照从小到大排列,得到不同段高下弹性应变能处于[1×104J~9×104J)区域的总面积百分比的最小值,同时,将步骤305中各个段高的测点垂直应力最大值按照从小到大排列,得到不同段高下测点垂直应力最大值的最小值,则不同段高下弹性应变能处于[1×104J~9×104J)区域的总面积百分比的最小值且不同段高下测点垂直应力最大值的最小值所对应的段高为急倾斜特厚煤层水平开采段优化后的段高;
步骤四、急倾斜特厚煤层工作面推进度的优化:
步骤401、设定急倾斜特厚煤层的工作面推进度分别为V1、V2和V3;其中,V1为3.2m/d,V2为4.8m/d,V3为6.4m/d;
步骤402、设定急倾斜特厚煤层第i′个工作面推进度为Vi′;其中,i′为正整数,且1≤i′≤3;
步骤403、计算机利用FLAC3D软件模拟第B1,j个左水平开采段或者第B2,j个右水平开采段的工作面推进度为Vi′时,在第B1,j个左水平开采段或者第B2,j个右水平开采段沿Y轴模拟开采20米,在急倾斜特厚煤层模型沿Y=20画剖面线,得到第B1,j个左水平开采段或者第B2,j个右水平开采段模拟开采Y=20米处的断面图,并记作推进度Vi′时的第四断面弹性应变能图;
步骤404、按照步骤2051至步骤205D所述的方法,得到推进度Vi′时的第四断面弹性应变能图中弹性应变能处于[1×104J~9×104J)区域的总面积百分比P4,i′、推进度Vi′时的第四断面弹性应变能图中弹性应变能处于[9×104J~10×104J]区域的面积百分比P4,i′,4和推进度Vi′时的测点垂直应力最大值F4,i′,max;
步骤405、计算机判断P4,i′,4等于零是否成立,如果成立,执行步骤406;否则,执行步骤407;
步骤406、将步骤405中各个推进度时的测点垂直应力最大值按照从小到大排列,得到不同推进度下测点垂直应力最大值的最小值,则不同推进度下测点垂直应力最大值的最小值所对应的推进度为急倾斜特厚煤层工作面优化后的推进度;
步骤407、将步骤404中各个推进度时的第四断面弹性应变能图中弹性应变能处于[1×104J~9×104J)区域的总面积百分比按照从小到大排列,得到不同推进度下弹性应变能处于[1×104J~9×104J)区域的总面积百分比的最小值,同时,将步骤404中各个推进度的测点垂直应力最大值按照从小到大排列,得到不同推进度下测点垂直应力最大值的最小值,则不同推进度下弹性应变能处于[1×104J~9×104J)区域的总面积百分比的最小值且不同推进度下测点垂直应力最大值的最小值所对应的推进度为急倾斜特厚煤层工作面优化后的推进度;
步骤五、急倾斜特厚煤层高压注水间距的优化:
步骤501、根据夹持岩柱层(5),计算机利用COMSOL Multiphysics软件建立注水模拟夹持岩柱模型;其中,注水模拟夹持岩柱模型为细砂岩,注水模拟夹持岩柱模型沿X方向的长度为100m,注水模拟夹持岩柱模型沿Y方向的长度为200m,注水模拟夹持岩柱模型沿Z方向的长度为50m;
步骤502、计算机利用COMSOL Multiphysics软件在夹持岩柱模型中模拟钻孔,得到注水通道;其中,注水通道的孔径为113mm,注水通道沿Y方向的长度为135m,注水通道与XOY平面的夹角为零度,注水通道的中心线与XOZ平面的中心线重合;
步骤503、计算机利用COMSOL Multiphysics软件得到注水模拟夹持岩柱网格模型;其中,注水模拟夹持岩柱网格模型中各个网格的连接处记作节点,节点的数量为D;
步骤504、计算机利用COMSOL Multiphysics软件,“流体和基体属性”中设置水密度设置为1000kg/m3,动力粘度设置为1×10-3Pa·s,渗流率设置为3.2×10-7cm/s,孔隙率设置为0.33;
步骤505、计算机利用COMSOL Multiphysics软件设置第一次模拟注水压力F1 s为5MPa,给注水通道模拟注水1h后,并操作COMSOL Multiphysics软件中“研究”工具,得到各个节点的孔隙水压力;
步骤506、计算机利用COMSOL Multiphysics软件中“list”工具,得到D个节点在XYZ坐标系中的坐标,并将第d个节点记作Od,且第d个节点Od的坐标记作(xd,yd,zd);其中,xd表示第d个节点Od沿X轴方向的坐标值,yd表示第d个节点Od沿Y轴方向的坐标值,zd表示第d个节点Od沿Z轴方向的坐标值,d为正整数,且1≤d≤D;
步骤507、计算机利用COMSOL Multiphysics软件中“list”工具,得到注水通道入口中心Or,1的坐标为(xr,1,yr,1,zr,1)和注水通道孔底中心Or,2的坐标为(xr,2,yr,2,zr,2);其中,xr,1=xr,2,yr,1=0,yr,2=135,zr,1=zr,2;
步骤508、计算机设定过第d个节点Od的坐标(xd,yd,zd)且与向量垂直的交点记作交点O′d,并将交点O′d的坐标记作(x′d,y′d,z′d);且xr,1=xr,2=x′d,zr,1=zr,2=z′d;
骤5010、计算机设定第一个间距判断值为di1,且di1=0,当Ld等于di1时,将各个节点中与注水通道的中心线之间的间距均为di1时的各个节点进行标号,并将与注水通道的中心线之间的间距为di1中的第e个节点记作
步骤5012、按照步骤5010至步骤5011所述的方法,计算机设定第g个间距判断值dig,得到节点与注水通道的中心线之间的间距为dig时的孔隙水压力均值其中,dig=dig-1+k,dig-1表示第g-1个间距判断值,且g为正整数,且1≤g,k为常数;
步骤5014、计算机以间距判断值为横坐标,以孔隙水压力均值为纵坐标,绘制G个间距判断值所对应的G个孔隙水压力均值并拟合,得到孔隙水压力曲线;计算机获取孔隙水压力曲线上任一点切线的斜率,并将切线的斜率最大值记作第一次模拟注水压力F1 s下的最大变化率;
步骤5017、计算机将第一次模拟注水压力F1 s下的最大变化率,...,第l次模拟注水压力Fl s下的最大变化率,...,第L′次模拟注水压力下的最大变化率进行排序,得到最大变化率中的最大值,则最大变化率中的最大值所对应的间距判断值乘以2即为急倾斜特厚煤层优化后的高压注水间距;
步骤六、急倾斜特厚煤层爆破间距的优化:
步骤601、根据夹持岩柱层5,建立第一个爆破模拟夹持岩柱模型,并获取第一个爆破模拟夹持岩柱模型下的最大应力值,具体过程如下:
步骤6011、急倾斜特厚煤层优化后的高压注水间距记作第一个模拟炮距根据夹持岩柱层5,计算机利用ANSYS LS-DYNA软件建立第一个爆破模拟夹持岩柱模型;其中,第一个爆破模拟夹持岩柱模型为细砂岩,第一个爆破模拟夹持岩柱模型沿X方向的长度为0.05m,第一个爆破模拟夹持岩柱模型沿Y方向的长度为第一个模拟炮距第一个爆破模拟夹持岩柱模型沿Z方向的长度为3m;
步骤6012、计算机在ANSYS LS-DYNA软件中定义单元类型;其中,单元类型为SOLID164三维实体单元;
步骤6013、计算机利用ANSYS LS-DYNA软件,设定网格尺寸为0.05m×0.05m,对步骤6011中夹持岩柱模型中的YOZ平面进行有限元网格划分,生成第一爆破模拟夹持岩柱网格模型;
步骤6014、计算机利用ANSYS LS-DYNA软件,通过命令Nsel设置第一爆破模拟夹持岩柱网格模型的边界条件,且第一爆破模拟夹持岩柱网格模型与YOZ平面平行的左端边界和与YOZ平面平行的右端边界均为无反射边界;
步骤6015、计算机利用ANSYS LS-DYNA软件,在第一爆破模拟夹持岩柱网格模型与XOZ平面平行的前端面中心位置设置第一炸药模型,在第一爆破模拟夹持岩柱网格模型与XOZ平面平行的后端面中心位置设置第二炸药模型;其中,第一炸药模型和第二炸药模型沿Z方向的长度为1m,第一炸药模型和第二炸药模型之间沿Y轴方向的间距即为
步骤6017、计算机利用ANSYS LS-DYNA软件设定第一炸药模型和第二炸药模型中炸药的密度为1100kg/m3,炸药的爆速为4020m/s,且第一炸药模型和第二炸药模型中JWL状态参数方程的A参数为217.08GPa,B参数为0.184GPa,R1参数为4.25,R2参数为0.91,ω参数为0.15,单位体积炸药的初始内能为4.24J/m3;
步骤6018、计算机利用ANSYS LS-DYNA软件在第一爆破模拟夹持岩柱网格模型内设置两个爆破监测点;其中,两个爆破监测点位于第一炸药模型和第二炸药模型之间,且沿XOZ平面的中心线均布,第1个爆破监测点位于第一爆破模拟夹持岩柱网格模型中距离第一炸药模型最近的网格中,第二个爆破监测点位于第一炸药模型和第二炸药模型之间沿Y方向的中心位置处的网格中;
步骤6019、计算机利用ANSYS LS-DYNA软件MainMenu工具中Write Jobname.k工具,输出模型关键字文件,并将关键字文件递交LS-DYNA求解,获取两个爆破监测点的应力;
步骤6010、计算机将第一次爆破模拟下第1个爆破监测点的应力记作f1 p,1和第2个爆破监测点的应力记作f2 p,1;
步骤602、设定第二个模拟炮距为且按照步骤601所述的方法,建立第二个爆破模拟夹持岩柱模型,且第二个爆破模拟夹持岩柱模型沿Y方向的长度为第二个模拟炮距并获取第二次爆破模拟下第1个爆破监测点的应力f1 p,2和第2个爆破监测点的应力f2 p,2;
步骤603、多次重复步骤602,设定第k′个模拟炮距为且按照步骤601所述的方法,建立第k′个爆破模拟夹持岩柱模型,且第k′个爆破模拟夹持岩柱模型沿Y方向的长度为第k′个模拟炮距并获取第k′次爆破模拟下第1个爆破监测点的应力f1 p ,k′和第2个爆破监测点的应力f2 p,k′;其中,表示第k′-1个模拟炮距;
步骤604、多次重复步骤603,直至第K′个模拟炮距为30m时,建立第K′个爆破模拟夹持岩柱模型,且第K′个爆破模拟夹持岩柱模型沿Y方向的长度为第K′个模拟炮距并获取第K′次爆破模拟下第1个爆破监测点的应力f1 p,K′和第2个爆破监测点的应力f2 p,K′;其中,K′为正整数,且1<k′≤K′;
步骤605、计算机将f1 p,1,f1 p,2,...,f1 p,k′,...,f1 p,K′分别进行比较,获取爆破模拟下第1个爆破监测点的最大应力值计算机将f2 p,1,f2 p,2,...,f2 p,k′,...,f2 p,K′分别进行比较,获取爆破模拟下第2个爆破监测点的最大应力值则爆破模拟下第1个爆破监测点的最大应力值和爆破模拟下第2个爆破监测点的最大应力值所对应的模拟炮距为急倾斜特厚煤层优化后的爆破间距。
本实施例中,步骤105中夹持岩柱层5、第一岩层和第二岩层,具体如下:
第一岩层包括依次贴合的第一左粉砂岩层1-1、第一左细粒砂岩层1-2、第二左粉砂岩层1-3和第二左细粒砂岩层1-4,所述第一左粉砂岩层1-1贴合第一煤层B1,第二岩层包括依次贴合的灰质泥岩层2-1、第一右粉砂岩层2-2、第一右细粒砂岩层2-3、炭质泥岩层2-4、泥岩层2-5、第二右细粒砂岩层2-6和第二右粉砂岩层2-7,所述灰质泥岩层2-1贴合第二煤层B2;其中,第一煤层B1和第二煤层B2与XOY平面之间的夹角为87°,即第一煤层B1和第二煤层B2的倾角为87°,夹持岩柱层5包括依次贴合的第一中间灰质泥岩层5-1、第一中间粉砂岩层5-2、中间细砂岩层5-3、第二中间粉砂岩层5-4和第二中间灰质泥岩层5-5,所述第一中间灰质泥岩层5-1靠近第一煤层B1布设,所述第二中间灰质泥岩层5-5靠近第二煤层B2布设。
本实施例中,步骤108中设定夹持岩柱层5、第一岩层、第二岩层和第一煤层B1和第二煤层B2的物理参数,具体过程如下:
设定第一煤层B1的体积模量为1.67GPa,第一煤层B1的剪贴模量为1.06GPa,第一煤层B1的抗拉强度为0.68GPa,第一煤层B1的内聚力为1.71MPa,第一煤层B1的内摩擦角为23.7°,第一煤层B1的容重为1253kN/m3;
设定第二煤层B2的体积模量为2.09GPa,第二煤层B2的剪贴模量为1.15GPa,第二煤层B2的抗拉强度为1.42GPa,第二煤层B2的内聚力为2.4MPa,第二煤层B2的内摩擦角为25.9°,第二煤层B2的容重为1300kN/m3;
第一左粉砂岩层1-1、第二左粉砂岩层1-3、第一右粉砂岩层2-2、第二右粉砂岩层2-7、第一中间粉砂岩层5-2和第二中间粉砂岩层5-4均记作粉砂岩层,粉砂岩层的体积模量均为8.08GPa,粉砂岩层的剪贴模量为5.67GPa,粉砂岩层的抗拉强度为2.39GPa,粉砂岩层的内聚力为3.6MPa,粉砂岩层的内摩擦角为37°,粉砂岩层的容重为2768kN/m3;
第一左细粒砂岩层1-2、第二左细粒砂岩层1-4、第一右细粒砂岩层2-3、第二右细粒砂岩层2-6均记作细粒砂岩层,细粒砂岩层的体积模量均为9.35GPa,细粒砂岩层的剪贴模量为6.32GPa,细粒砂岩层的抗拉强度为3.83GPa,细粒砂岩层的内聚力为3.93MPa,细粒砂岩层的内摩擦角为32.3°,细粒砂岩层的容重为2620kN/m3;
中间细砂岩层5-3的体积模量均为8.30GPa,中间细砂岩层5-3的剪贴模量为4.10GPa,中间细砂岩层5-3的抗拉强度为2.39GPa,中间细砂岩层5-3的内聚力为3.7MPa,中间细砂岩层5-3的内摩擦角为30.33°,中间细砂岩层5-3的容重为2483kN/m3;
炭质泥岩层2-4的体积模量均为7.96GPa,炭质泥岩层2-4的剪贴模量为3.83GPa,炭质泥岩层2-4的抗拉强度为1.41GPa,炭质泥岩层2-4的内聚力为3.63MPa,炭质泥岩层2-4的内摩擦角为26.7°,炭质泥岩层2-4的容重为2008kN/m3;
泥岩层2-5的体积模量均为7.96GPa,泥岩层2-5的剪贴模量为3.83GPa,泥岩层2-5的抗拉强度为1.41GPa,泥岩层2-5的内聚力为3.63MPa,泥岩层2-5的内摩擦角为26.7°,泥岩层2-5的容重为2008kN/m3;
灰质泥岩层2-1、第一中间灰质泥岩层5-1和第二中间灰质泥岩层5-5均记作灰质泥岩层,灰质泥岩层的体积模量均为7.21GPa,灰质泥岩层的剪贴模量为3.25GPa,灰质泥岩层的抗拉强度为1.23GPa,灰质泥岩层的内聚力为3.24MPa,灰质泥岩层的内摩擦角为29.3°,灰质泥岩层的容重为2120kN/m3。
本实施例中,步骤204中计算机利用FLAC3D软件,对急倾斜特厚煤层模型进行初始应力边界条件的设定,具体如下:
急倾斜特厚煤层模型中Z=0平面处的Z向应力为13.5MPa,急倾斜特厚煤层模型中Z=0平面处的Y向应力为13.5MPa,急倾斜特厚煤层模型中Z=0平面处的X向应力为24MPa,急倾斜特厚煤层模型中XOY煤层截面沿Z轴反向应力逐渐增加,急倾斜特厚煤层模型中XOY煤层截面上Z向应力的应力变化率为0.027MPa/m,急倾斜特厚煤层模型中XOY煤层截面上Y向应力的应力变化率为0.027MPa/m,急倾斜特厚煤层模型中XOY煤层截面上X向应力的应力变化率为0.048MPa/m。
本实施例中,步骤204中计算机利用FLAC3D软件,通过命令fix设定急倾斜特厚煤层模型的边界条件,具体如下:
急倾斜特厚煤层模型的底端边界位于Z=-0.1平面和Z=0.1平面之间,急倾斜特厚煤层模型的左端边界位于X=-0.1平面和X=0.1平面之间,急倾斜特厚煤层模型的右端边界位于X=599.9平面和X=600.1平面之间,急倾斜特厚煤层模型的前端边界位于Y=-0.1平面和Y=0.1平面之间,急倾斜特厚煤层模型的后端边界位于Y=199.9平面和Y=200.1平面之间。
本实施例中,步骤205C中h排测点沿X方向均布布设,相邻两排测点的间距为5m~6m,h排测点处于第B2,j个右水平开采段底部3m范围内,且每排测点包括n个测点,n个测点沿Y方向均布,测点的总数为nh;其中,n和h均为正整数。
本实施例中,步骤2056中第一区域阈值为第一网格断面弹性应变能灰度图中第一标记区域中各个像素点灰度值的平均值;
步骤2058中第二区域阈值为第一网格断面弹性应变能灰度图中第二标记区域中各个像素点灰度值的平均值;
步骤2059中第三区域阈值为第一网格断面弹性应变能灰度图中第三标记区域中各个像素点灰度值的平均值;
步骤20A中第四区域阈值为第一网格断面弹性应变能灰度图中第四标记区域中各个像素点灰度值的平均值。
本实施例中,步骤503中计算机利用COMSOL Multiphysics软件得到注水模拟夹持岩柱网格模型,具体过程如下:
计算机利用COMSOL Multiphysics软件中“网格”工具,“网格”工具中选择“自由四面体网格”,并设置最大单元大小为4.71m,最小单元大小为1.41m,最大单元增长率为1.15,曲率因子为0.6,狭窄区域分辨率为0.7,得到注水模拟夹持岩柱网格模型。
本实施例中,步骤5012中常数k的取值范围为1m~2m。
本实施例中,步骤6014中计算机利用ANSYS LS-DYNA软件,通过命令Nsel设置第一爆破模拟夹持岩柱网格模型的边界条件,具体如下:第一爆破模拟夹持岩柱网格模型的底端边界位于Z=-0.1平面和Z=0.1平面之间,第一爆破模拟夹持岩柱网格模型的顶端边界位于Z=2.9平面和Z=3.1平面之间,第一爆破模拟夹持岩柱网格模型的左端边界位于X=-0.1平面和X=0.1平面之间,第一爆破模拟夹持岩柱网格模型的后端边界位于Y=0.049平面和Y=0.051平面之间,第一爆破模拟夹持岩柱网格模型的后端边界位于X=9.9平面和X=10.1平面之间,第一爆破模拟夹持岩柱网格模型的前端边界位于Y=-0.1平面和Y=0.1平面之间。
本实施例中,需要说明的是,测点垂直应力是测点沿Z方向的应力。
本实施例中,需要说明的是,步骤106中夹持岩柱层5的网格尺寸为2m~3m,第一煤层B1和第二煤层B2的网格尺寸为1m~2m,第一岩层和第二岩层的网格尺寸为2m~4m。
本实施例中,需要说明的是,急倾斜特厚煤层断面图是指XOZ平面的断面。
本实施例中,需要说明的是,急倾斜特厚煤层断面图文件为.dwg或者.dxf文件。
本实施例中,需要说明的是,急倾斜特厚煤层三维网格模型文件为.Flac3d文件。
本实施例中,需要说明的是,急倾斜特厚煤层模型中Z=500平面处的Z向应力为0MPa,急倾斜特厚煤层模型中Z=500平面处的Y向应力为0MPa,急倾斜特厚煤层模型中Z=500平面处的X向应力为0MPa,随着地层深度增加急倾斜特厚煤层模型中XOY煤层截面的Z向应力、Y向应力和X向应力每增加1m增加0.027MPa、0.027MPa和0.048MPa。
本实施例中,实际使用时,第B2,j个右水平开采段未开采的180米区域沿X方向的宽度为45米。
本实施例中,实际使用时,相邻两排测点的间距为5m,则h=10,每排中相邻两个测点沿Y方向的间距为0.5m,每排测点均包括360个测点,则n=360。
本实施例中,注水模拟夹持岩柱模型沿X方向的长度为100m,是因为考虑乌东煤矿实际开采区层间夹持岩柱的最厚部分大约为100m,根据乌东煤矿实际开采区的现场爆破震动数据,爆破震动一般分布在两个水平开采段高的范围内,因此,注水模拟注水模拟夹持岩柱模型沿Z方向的长度为50m;由于乌东煤矿实际开采区采用水平分段放顶煤开采法,为了提高资源回收率顶煤需要超前预裂,由于现场钻机允许的最大钻深为350m,但是当钻孔超过150m时施工效率会发生明显下降,因此为了减少成本,高压注水和爆破致裂中夹持岩柱模型沿Y方向的长度为200m。
本实施例中,实际建模时,为了增加ANSYS LS-DYNA软件的稳定性,建模时仅考虑同一钻孔下,不同模拟炮距对煤层岩体的影响效果,忽略在垂直于爆破面产生的爆破效应,爆破模拟夹持岩柱模型沿X方向的长度为0.05m,第一炸药模型和第二炸药模型沿Z方向的长度为1m,第一炸药模型和第二炸药模型沿X方向的宽度为0.05m。
综上所述,本发明方法步骤简单,设计合理,实现急倾斜特厚煤层开采顺序、水平开采段的段高和工作面推进度的优化,并对外部调控高压注水间距和爆破间距进行优化,实现煤层开采参数和外部注水爆破调控优化的结合,实现急倾斜特厚煤层开采参数的优化,减少急倾斜特厚煤层弹性应变能的积聚而降低冲击地压事故的发生率,提高了矿区的安全性与经济效益。
以上所述,仅是本发明的较佳实施例,并非对本发明作任何限制,凡是根据本发明技术实质对以上实施例所作的任何简单修改、变更以及等效结构变化,均仍属于本发明技术方案的保护范围内。
Claims (10)
1.一种急倾斜特厚煤层开采参数与外部调控优化方法,其特征在于,该方法包括以下步骤:
步骤一、急倾斜特厚煤层的模拟建立:
步骤101、计算机利用CAD软件建立急倾斜特厚煤层断面图,得到急倾斜特厚煤层断面图文件;
步骤102、计算机将步骤101中的急倾斜特厚煤层断面图文件导入Midas GTS软件中,计算机利用Midas GTS软件中“扩展”工具,并在扩展工具中选择“2D-3D”工具,建立急倾斜特厚煤层三维模型;其中,急倾斜特厚煤层三维模型为立方体急倾斜特厚煤层模型;
步骤103、以立方体急倾斜特厚煤层模型远离地表的一个角为原点O,过原点O且沿采煤工作面推进方向为Y轴,过原点O且与Y轴方向垂直的方向为X轴,过原点O且垂直由X轴和Y轴形成的XOY平面的方向为Z轴;其中,X轴沿立方体急倾斜特厚煤层模型的长边布设,Y轴沿立方体急倾斜特厚煤层模型的宽边布设,Z轴指向地表且沿立方体急倾斜特厚煤层模型的高度方向布设;
步骤104、设定急倾斜特厚煤层三维模型沿Z方向的长度为500m,设定急倾斜特厚煤层三维模型沿Y方向的长度为200m,设定急倾斜特厚煤层三维模型沿X方向的长度为600m;
步骤105、设定立方体急倾斜特厚煤层模型包括夹持岩柱层(5)、分布在夹持岩柱层(5)左侧的第一煤层B1和分布在夹持岩柱层(5)右侧的第二煤层B2,所述第一煤层B1的左侧设定有第一岩层,所述第二煤层B2的右侧设定有第二岩层;
步骤106、计算机利用Midas GTS软件中“网格”工具,分别将夹持岩柱层(5)、第一煤层B1、第二煤层B2、第一岩层和第二岩层进行正方体网格划分,并保存为急倾斜特厚煤层三维网格模型文件;
步骤107、计算机将急倾斜特厚煤层三维网格模型文件导入FLAC3D软件中,得到急倾斜特厚煤层模型;
步骤108、计算机利用FLAC3D软件设定夹持岩柱层(5)、第一岩层、第二岩层、第一煤层B1和第二煤层B2的物理参数;
步骤二、急倾斜特厚煤层开采顺序的优化:
步骤201、设定急倾斜特厚煤层模型中第一煤层B1在Z轴方向500米至75米处由上至下依次划分为多个左上水平开采段,且各个左上水平开采段的段高取值范围为15m~18m;
设定急倾斜特厚煤层模型中第二煤层B2沿Z轴方向500米至75米处由上至下依次划分为多个右上水平开采段,且各个右上水平开采段的段高取值范围为15m~18m;
步骤202、设定急倾斜特厚煤层模型中第一煤层B1中多个左上水平开采段均开采完毕,急倾斜特厚煤层模型中第二煤层B2中多个右上水平开采段均开采完毕;
步骤203、设定急倾斜特厚煤层模型中第一煤层B1沿Z轴方向75米处向下依次划分为多个左下水平开采段,设定急倾斜特厚煤层模型中第二煤层B2沿Z轴方向75米处向下依次划分为多个右下水平开采段;其中,急倾斜特厚煤层模型中第一煤层B1中第j个左下水平开采段记作第B1,j个左水平开采段,急倾斜特厚煤层模型中第二煤层B2中第j个右下水平开采段记作第B2,j个右水平开采段;其中,j为正整数,j≥1;
步骤204、计算机利用FLAC3D软件,通过命令fix设定急倾斜特厚煤层模型的边界条件;
计算机利用FLAC3D软件,通过命令set gravity对急倾斜特厚煤层模型中各个网格赋予重力,并对急倾斜特厚煤层模型进行初始应力边界条件的设定;
步骤205、计算机利用FLAC3D软件在第B1,j个左水平开采段沿Y轴模拟开采完毕,在第B2,j个右水平开采段沿Y轴模拟开采20米,在急倾斜特厚煤层模型沿Y=20画剖面线,得到Y=20米处的断面,计算机并将Y=20米处的断面图记作第一网格断面;其中,第一网格断面与XOZ平面平行;
然后计算机对第一网格断面进行弹性应变能和垂直应力分析,具体过程如下:
步骤2051、计算机将第一网格断面上各个网格按照Z方向从500m到0m,X方向从0m到600m的顺序进行标记;
计算机利用FLAC3D软件调取弹性应变能命令,得到第一网格断面上第c个网格对应的弹性应变能并记作Wc;其中,c和C均为正整数,且1≤c≤C,且C表示第一网格断面上的网格总数;
步骤2052、计算机将Wc小于1×104J的区域标记为白色,计算机将Wc处于[1×104J~4×104J)的区域标记为蓝色,计算机将Wc处于[4×104J~6×104J)的区域标记为绿色,计算机将Wc处于[6×104J~9×104J)的区域标记为黄色,计算机将Wc处于[9×104J~10×104J]的区域标记为红色,得到第一网格断面弹性应变能图;
步骤2053、计算机在第一网格断面弹性应变能图上将弹性应变能处于[1×104J~4×104J)的区域进行标记,得到第一网格断面弹性应变能图上的第一标记区域;
计算机在第一网格断面弹性应变能图上将弹性应变能处于[4×104J~6×104J)的区域进行标记,得到第一网格断面弹性应变能图上的第二标记区域;
计算机在第一网格断面弹性应变能图上将弹性应变能处于[6×104J~9×104J)的区域进行标记,得到第一网格断面弹性应变能图上的第三标记区域;
计算机在第一网格断面弹性应变能图上将弹性应变能处于[9×104J~10×104J]的区域进行标记,当第一网格断面弹性应变能图上弹性应变能处于[9×104J~10×104J]的区域不存在时,则将第一网格断面弹性应变能图中弹性应变能处于[9×104J~10×104J]的面积百分比P1,4记作零;当第一网格断面弹性应变能图上弹性应变能处于[9×104J~10×104J]的区域存在时,得到第一网格断面弹性应变能图上的第四标记区域;
步骤2054、计算机调取灰度化模块对第一网格断面弹性应变能图进行灰度值化处理,得到第一网格断面弹性应变能灰度图;
步骤2055、计算机调用像素点计算模块对第一网格断面弹性应变能灰度图进行像素点计算处理,并得到第一网格断面弹性应变能灰度图的总像素点数量MZ;
步骤2056、计算机根据第一区域阈值调用二值化处理模块,将第一网格断面弹性应变能灰度图转换为第一个弹性应变能二值化图;其中,第一个弹性应变能二值化图的背景区域为白色,第一个弹性应变能二值化图上第一标记区域为黑色;
步骤2057、计算机调用像素点计算模块对第一个弹性应变能二值化图中黑色区域进行像素点统计,得到第一个弹性应变能二值化图中黑色像素点数量Mq,1;
步骤2058、按照步骤2056所述的方法,根据第二区域阈值,将第一网格断面弹性应变能灰度图转换为第二个弹性应变能二值化图;其中,第二个弹性应变能二值化图的背景区域为白色,第二个弹性应变能二值化图上第二标记区域为黑色;
步骤2059、按照步骤2056所述的方法,根据第三区域阈值,将第一网格断面弹性应变能灰度图转换为第三个弹性应变能二值化图;其中,第三个弹性应变能二值化图的背景区域为白色,第三个弹性应变能二值化图上第三标记区域为黑色;
步骤205A、按照步骤2056所述的方法,根据第四区域阈值,将第一网格断面弹性应变能灰度图转换为第四个弹性应变能二值化图;其中,第四个弹性应变能二值化图的背景区域为白色,第四个弹性应变能二值化图上第四标记区域为黑色;
步骤205B、计算机根据公式P1=P1,1+P1,2+P1,3,得到第一网格断面弹性应变能图中弹性应变能处于[1×104J~9×104J)区域的总面积百分比P1;
步骤205C、计算机利用FLAC3D软件,在第B2,j个右水平开采段未开采的180米区域布设h排测点;
步骤205D、计算机利用FLAC3D软件调取plotitems工具中的stresses命令,获取各个测点处的垂直应力,并将各个测点处的垂直应力按照从小到大顺序排列,得到测点垂直应力一次最大值并记作F1,max;
步骤206、计算机利用FLAC3D软件在第B1,j个左水平开采段沿Y轴模拟未开采时,在第B2,j个右水平开采段沿Y轴模拟开采20米,在急倾斜特厚煤层模型沿Y=20画剖面线,得到Y=20米处的断面;计算机将Y=20米处的断面图记作第二网格断面;其中,第二网格断面与XOZ平面平行;
按照步骤2051至步骤205D所述的方法,对第二网格断面进行处理,得到第二网格断面弹性应变能图中弹性应变能处于[1×104J~9×104J)区域的总面积百分比P2、第二网格断面弹性应变能图中弹性应变能处于[9×104J~10×104J]区域的面积百分比P2,4和测点二次垂直应力最大值F2,max;
步骤207、利用计算机判断P1,4或者P2,4等于零是否成立,如果成立执行步骤208;否则,执行步骤209;
步骤208、当P1,4=0,P2,4≠0,则急倾斜特厚煤层工作面开采顺序为先开采第一煤层B1;后开采第二煤层B2;
当P1,4≠0,P2,4=0,则急倾斜特厚煤层工作面开采顺序为先开采第二煤层B2,后开采第一煤层B1;
步骤209:当P1,4≠0,P2,4≠0时,如下:
当P2>P1且F2,max>F1,max时,急倾斜特厚煤层工作面开采顺序为先开采第一煤层B1,后开采第二煤层B2;
当P2<P1且F2,max<F1,max时,急倾斜特厚煤层工作面开采顺序为先开采第二煤层B2,后开采第一煤层B1;
步骤三、急倾斜特厚煤层水平开采段的段高的优化:
步骤301、根据得到急倾斜特厚煤层水平分段的段高计算值hs;其中,L表示液压支架放煤口至XOZ煤层断面上煤壁的水平间距,且L=0.18m,θ表示XOZ煤层断面上煤壁与XOY平面的夹角度,且θ=87°,γ表示偏转角度,且γ取4°,b表示常数,且b=1.55;
步骤302、设定急倾斜特厚煤层水平分段的段高分别为h1、h2、h3、h4和h5;其中,h5=hs+1,h4=hs,h3=hs-2,h2=h3-3,h1=h2-4;
步骤303、设定急倾斜特厚煤层第i个水平分段的段高为hi;其中,i为正整数,且1≤i≤5;
步骤304、计算机利用FLAC3D软件模拟第B1,j个左水平开采段或者第B2,j个右水平开采段的段高取hi时,在第B1,j个左水平开采段或者第B2,j个右水平开采段沿Y轴模拟开采20米,在急倾斜特厚煤层模型沿Y=20画剖面线,得到第B1,j个左水平开采段或者第B2,j个右水平开采段模拟开采Y=20米处的断面图,并记作段高hi时的第三网格断面弹性应变能图;
步骤305、按照步骤2051至步骤205D所述的方法,得到段高hi时的第三网格断面弹性应变能图中弹性应变能处于[1×104J~9×104J)区域的总面积百分比P3,i、段高hi时的第三网格断面弹性应变能图中弹性应变能处于[9×104J~10×104J]区域的面积百分比P3,i,4和段高hi时的测点垂直应力最大值F3,i,max;
步骤306、计算机判断P3,i,4等于零是否成立,如果成立,执行步骤307;否则,执行步骤308;
步骤307、将步骤305中各个段高的测点垂直应力最大值按照从小到大排列,得到测点垂直应力最大值的最小值,则测点垂直应力最大值的最小值所对应的段高为急倾斜特厚煤层水平开采段优化后的段高;
步骤308、将步骤305中各个段高时的第三网格断面弹性应变能图中弹性应变能处于[1×104J~9×104J)区域的总面积百分比按照从小到大排列,得到不同段高下弹性应变能处于[1×104J~9×104J)区域的总面积百分比的最小值,同时,将步骤305中各个段高的测点垂直应力最大值按照从小到大排列,得到不同段高下测点垂直应力最大值的最小值,则不同段高下弹性应变能处于[1×104J~9×104J)区域的总面积百分比的最小值且不同段高下测点垂直应力最大值的最小值所对应的段高为急倾斜特厚煤层水平开采段优化后的段高;
步骤四、急倾斜特厚煤层工作面推进度的优化:
步骤401、设定急倾斜特厚煤层的工作面推进度分别为V1、V2和V3;其中,V1为3.2m/d,V2为4.8m/d,V3为6.4m/d;
步骤402、设定急倾斜特厚煤层第i′个工作面推进度为Vi′;其中,i′为正整数,且1≤i′≤3;
步骤403、计算机利用FLAC3D软件模拟第B1,j个左水平开采段或者第B2,j个右水平开采段的工作面推进度为Vi′时,在第B1,j个左水平开采段或者第B2,j个右水平开采段沿Y轴模拟开采20米,在急倾斜特厚煤层模型沿Y=20画剖面线,得到第B1,j个左水平开采段或者第B2,j个右水平开采段模拟开采Y=20米处的断面图,并记作推进度Vi′时的第四断面弹性应变能图;
步骤404、按照步骤2051至步骤205D所述的方法,得到推进度Vi′时的第四断面弹性应变能图中弹性应变能处于[1×104J~9×104J)区域的总面积百分比P4,i′、推进度Vi′时的第四断面弹性应变能图中弹性应变能处于[9×104J~10×104J]区域的面积百分比P4,i′,4和推进度Vi′时的测点垂直应力最大值F4,i′,max;
步骤405、计算机判断P4,i′,4等于零是否成立,如果成立,执行步骤406;否则,执行步骤407;
步骤406、将步骤405中各个推进度时的测点垂直应力最大值按照从小到大排列,得到不同推进度下测点垂直应力最大值的最小值,则不同推进度下测点垂直应力最大值的最小值所对应的推进度为急倾斜特厚煤层工作面优化后的推进度;
步骤407、将步骤404中各个推进度时的第四断面弹性应变能图中弹性应变能处于[1×104J~9×104J)区域的总面积百分比按照从小到大排列,得到不同推进度下弹性应变能处于[1×104J~9×104J)区域的总面积百分比的最小值,同时,将步骤404中各个推进度的测点垂直应力最大值按照从小到大排列,得到不同推进度下测点垂直应力最大值的最小值,则不同推进度下弹性应变能处于[1×104J~9×104J)区域的总面积百分比的最小值且不同推进度下测点垂直应力最大值的最小值所对应的推进度为急倾斜特厚煤层工作面优化后的推进度;
步骤五、急倾斜特厚煤层高压注水间距的优化:
步骤501、根据夹持岩柱层(5),计算机利用COMSOL Multiphysics软件建立注水模拟夹持岩柱模型;其中,注水模拟夹持岩柱模型为细砂岩,注水模拟夹持岩柱模型沿X方向的长度为100m,注水模拟夹持岩柱模型沿Y方向的长度为200m,注水模拟夹持岩柱模型沿Z方向的长度为50m;
步骤502、计算机利用COMSOL Multiphysics软件在夹持岩柱模型中模拟钻孔,得到注水通道;其中,注水通道的孔径为113mm,注水通道沿Y方向的长度为135m,注水通道与XOY平面的夹角为零度,注水通道的中心线与XOZ平面的中心线重合;
步骤503、计算机利用COMSOL Multiphysics软件得到注水模拟夹持岩柱网格模型;其中,注水模拟夹持岩柱网格模型中各个网格的连接处记作节点,节点的数量为D;
步骤504、计算机利用COMSOL Multiphysics软件,“流体和基体属性”中设置水密度设置为1000kg/m3,动力粘度设置为1×10-3Pa·s,渗流率设置为3.2×10-7cm/s,孔隙率设置为0.33;
步骤505、计算机利用COMSOL Multiphysics软件设置第一次模拟注水压力F1 s为5MPa,给注水通道模拟注水1h后,并操作COMSOL Multiphysics软件中“研究”工具,得到各个节点的孔隙水压力;
步骤506、计算机利用COMSOL Multiphysics软件中“list”工具,得到D个节点在XYZ坐标系中的坐标,并将第d个节点记作Od,且第d个节点Od的坐标记作(xd,yd,zd);其中,xd表示第d个节点Od沿X轴方向的坐标值,yd表示第d个节点Od沿Y轴方向的坐标值,zd表示第d个节点Od沿Z轴方向的坐标值,d为正整数,且1≤d≤D;
步骤507、计算机利用COMSOL Multiphysics软件中“list”工具,得到注水通道入口中心Or,1的坐标为(xr,1,yr,1,zr,1)和注水通道孔底中心Or,2的坐标为(xr,2,yr,2,zr,2);其中,xr,1=xr,2,yr,1=0,yr,2=135,zr,1=zr,2;
步骤508、计算机设定过第d个节点Od的坐标(xd,yd,zd)且与向量垂直的交点记作交点O′d,并将交点O′d的坐标记作(x′d,y′d,z′d);且xr,1=xr,2=x′d,zr,1=zr,2=z′d;
骤5010、计算机设定第一个间距判断值为di1,且di1=0,当Ld等于di1时,将各个节点中与注水通道的中心线之间的间距均为di1时的各个节点进行标号,并将与注水通道的中心线之间的间距为di1中的第e个节点记作
步骤5012、按照步骤5010至步骤5011所述的方法,计算机设定第g个间距判断值dig,得到节点与注水通道的中心线之间的间距为dig时的孔隙水压力均值其中,dig=dig-1+k,dig-1表示第g-1个间距判断值,且g为正整数,且1<g≤G,k为常数;
步骤5014、计算机以间距判断值为横坐标,以孔隙水压力均值为纵坐标,绘制G个间距判断值所对应的G个孔隙水压力均值并拟合,得到孔隙水压力曲线;计算机获取孔隙水压力曲线上任一点切线的斜率,并将切线的斜率最大值记作第一次模拟注水压力F1 s下的最大变化率;
步骤5017、计算机将第一次模拟注水压力F1 s下的最大变化率,...,第l次模拟注水压力Fl s下的最大变化率,...,第L′次模拟注水压力下的最大变化率进行排序,得到最大变化率中的最大值,则最大变化率中的最大值所对应的间距判断值乘以2即为急倾斜特厚煤层优化后的高压注水间距;
步骤六、急倾斜特厚煤层爆破间距的优化:
步骤601、根据夹持岩柱层(5),建立第一个爆破模拟夹持岩柱模型,并获取第一个爆破模拟夹持岩柱模型下的最大应力值,具体过程如下:
步骤6011、急倾斜特厚煤层优化后的高压注水间距记作第一个模拟炮距根据夹持岩柱层(5),计算机利用ANSYS LS-DYNA软件建立第一个爆破模拟夹持岩柱模型;其中,第一个爆破模拟夹持岩柱模型为细砂岩,第一个爆破模拟夹持岩柱模型沿X方向的长度为0.05m,第一个爆破模拟夹持岩柱模型沿Y方向的长度为第一个模拟炮距第一个爆破模拟夹持岩柱模型沿Z方向的长度为3m;
步骤6012、计算机在ANSYS LS-DYNA软件中定义单元类型;其中,单元类型为SOLID164三维实体单元;
步骤6013、计算机利用ANSYS LS-DYNA软件,设定网格尺寸为0.05m×0.05m,对步骤6011中夹持岩柱模型中的YOZ平面进行有限元网格划分,生成第一爆破模拟夹持岩柱网格模型;
步骤6014、计算机利用ANSYS LS-DYNA软件,通过命令Nsel设置第一爆破模拟夹持岩柱网格模型的边界条件,且第一爆破模拟夹持岩柱网格模型与YOZ平面平行的左端边界和与YOZ平面平行的右端边界均为无反射边界;
步骤6015、计算机利用ANSYS LS-DYNA软件,在第一爆破模拟夹持岩柱网格模型与XOZ平面平行的前端面中心位置设置第一炸药模型,在第一爆破模拟夹持岩柱网格模型与XOZ平面平行的后端面中心位置设置第二炸药模型;其中,第一炸药模型和第二炸药模型沿Z方向的长度为1m,第一炸药模型和第二炸药模型之间沿Y轴方向的间距即为
步骤6017、计算机利用ANSYS LS-DYNA软件设定第一炸药模型和第二炸药模型中炸药的密度为1100kg/m3,炸药的爆速为4020m/s,且第一炸药模型和第二炸药模型中JWL状态参数方程的A参数为217.08GPa,B参数为0.184GPa,R1参数为4.25,R2参数为0.91,ω参数为0.15,单位体积炸药的初始内能为4.24J/m3;
步骤6018、计算机利用ANSYS LS-DYNA软件在第一爆破模拟夹持岩柱网格模型内设置两个爆破监测点;其中,两个爆破监测点位于第一炸药模型和第二炸药模型之间,且沿XOZ平面的中心线均布,第1个爆破监测点位于第一爆破模拟夹持岩柱网格模型中距离第一炸药模型最近的网格中,第二个爆破监测点位于第一炸药模型和第二炸药模型之间沿Y方向的中心位置处的网格中;
步骤6019、计算机利用ANSYS LS-DYNA软件MainMenu工具中Write Jobname.k工具,输出模型关键字文件,并将关键字文件递交LS-DYNA求解,获取两个爆破监测点的应力;
步骤6010、计算机将第一次爆破模拟下第1个爆破监测点的应力记作f1 p,1和第2个爆破监测点的应力记作f2 p,1;
步骤602、设定第二个模拟炮距为且按照步骤601所述的方法,建立第二个爆破模拟夹持岩柱模型,且第二个爆破模拟夹持岩柱模型沿Y方向的长度为第二个模拟炮距并获取第二次爆破模拟下第1个爆破监测点的应力f1 p,2和第2个爆破监测点的应力f2 p,2;
步骤603、多次重复步骤602,设定第k′个模拟炮距为且按照步骤601所述的方法,建立第k′个爆破模拟夹持岩柱模型,且第k′个爆破模拟夹持岩柱模型沿Y方向的长度为第k′个模拟炮距并获取第k′次爆破模拟下第1个爆破监测点的应力f1 p,k′和第2个爆破监测点的应力f2 p,k′;其中,表示第k′-1个模拟炮距;
建立第K′个爆破模拟夹持岩柱模型,且第K′个爆破模拟夹持岩柱模型沿Y方向的长度为第K′个模拟炮距并获取第K′次爆破模拟下第1个爆破监测点的应力f1 p,K′和第2个爆破监测点的应力f2 p,K′;其中,K′为正整数,且1<k′≤K′;
2.按照权利要求1所述的一种急倾斜特厚煤层开采参数与外部调控优化方法,其特征在于:步骤105中夹持岩柱层(5)、第一岩层和第二岩层,具体如下:
第一岩层包括依次贴合的第一左粉砂岩层(1-1)、第一左细粒砂岩层(1-2)、第二左粉砂岩层(1-3)和第二左细粒砂岩层(1-4),所述第一左粉砂岩层(1-1)贴合第一煤层B1,第二岩层包括依次贴合的灰质泥岩层(2-1)、第一右粉砂岩层(2-2)、第一右细粒砂岩层(2-3)、炭质泥岩层(2-4)、泥岩层(2-5)、第二右细粒砂岩层(2-6)和第二右粉砂岩层(2-7),所述灰质泥岩层(2-1)贴合第二煤层B2;其中,第一煤层B1和第二煤层B2与XOY平面之间的夹角为87°,即第一煤层B1和第二煤层B2的倾角为87°,夹持岩柱层(5)包括依次贴合的第一中间灰质泥岩层(5-1)、第一中间粉砂岩层(5-2)、中间细砂岩层(5-3)、第二中间粉砂岩层(5-4)和第二中间灰质泥岩层(5-5),所述第一中间灰质泥岩层(5-1)靠近第一煤层B1布设,所述第二中间灰质泥岩层(5-5)靠近第二煤层B2布设。
3.按照权利要求1所述的一种急倾斜特厚煤层开采参数与外部调控优化方法,其特征在于:步骤108中设定夹持岩柱层(5)、第一岩层、第二岩层和第一煤层B1和第二煤层B2的物理参数,具体过程如下:
设定第一煤层B1的体积模量为1.67GPa,第一煤层B1的剪贴模量为1.06GPa,第一煤层B1的抗拉强度为0.68GPa,第一煤层B1的内聚力为1.71MPa,第一煤层B1的内摩擦角为23.7°,第一煤层B1的容重为1253kN/m3;
设定第二煤层B2的体积模量为2.09GPa,第二煤层B2的剪贴模量为1.15GPa,第二煤层B2的抗拉强度为1.42GPa,第二煤层B2的内聚力为2.4MPa,第二煤层B2的内摩擦角为25.9°,第二煤层B2的容重为1300kN/m3;
第一左粉砂岩层(1-1)、第二左粉砂岩层(1-3)、第一右粉砂岩层(2-2)、第二右粉砂岩层(2-7)、第一中间粉砂岩层(5-2)和第二中间粉砂岩层(5-4)均记作粉砂岩层,粉砂岩层的体积模量均为8.08GPa,粉砂岩层的剪贴模量为5.67GPa,粉砂岩层的抗拉强度为2.39GPa,粉砂岩层的内聚力为3.6MPa,粉砂岩层的内摩擦角为37°,粉砂岩层的容重为2768kN/m3;
第一左细粒砂岩层(1-2)、第二左细粒砂岩层(1-4)、第一右细粒砂岩层(2-3)、第二右细粒砂岩层(2-6)均记作细粒砂岩层,细粒砂岩层的体积模量均为9.35GPa,细粒砂岩层的剪贴模量为6.32GPa,细粒砂岩层的抗拉强度为3.83GPa,细粒砂岩层的内聚力为3.93MPa,细粒砂岩层的内摩擦角为32.3°,细粒砂岩层的容重为2620kN/m3;
中间细砂岩层(5-3)的体积模量均为8.30GPa,中间细砂岩层(5-3)的剪贴模量为4.10GPa,中间细砂岩层(5-3)的抗拉强度为2.39GPa,中间细砂岩层(5-3)的内聚力为3.7MPa,中间细砂岩层(5-3)的内摩擦角为30.33°,中间细砂岩层(5-3)的容重为2483kN/m3;
炭质泥岩层(2-4)的体积模量均为7.96GPa,炭质泥岩层(2-4)的剪贴模量为3.83GPa,炭质泥岩层(2-4)的抗拉强度为1.41GPa,炭质泥岩层(2-4)的内聚力为3.63MPa,炭质泥岩层(2-4)的内摩擦角为26.7°,炭质泥岩层(2-4)的容重为2008kN/m3;
泥岩层(2-5)的体积模量均为7.96GPa,泥岩层(2-5)的剪贴模量为3.83GPa,泥岩层(2-5)的抗拉强度为1.41GPa,泥岩层(2-5)的内聚力为3.63MPa,泥岩层(2-5)的内摩擦角为26.7°,泥岩层(2-5)的容重为2008kN/m3;
灰质泥岩层(2-1)、第一中间灰质泥岩层(5-1)和第二中间灰质泥岩层(5-5)均记作灰质泥岩层,灰质泥岩层的体积模量均为7.21GPa,灰质泥岩层的剪贴模量为3.25GPa,灰质泥岩层的抗拉强度为1.23GPa,灰质泥岩层的内聚力为3.24MPa,灰质泥岩层的内摩擦角为29.3°,灰质泥岩层的容重为2120kN/m3。
4.按照权利要求1所述的一种急倾斜特厚煤层开采参数与外部调控优化方法,其特征在于:步骤204中计算机利用FLAC3D软件,对急倾斜特厚煤层模型进行初始应力边界条件的设定,具体如下:
急倾斜特厚煤层模型中Z=0平面处的Z向应力为13.5MPa,急倾斜特厚煤层模型中Z=0平面处的Y向应力为13.5MPa,急倾斜特厚煤层模型中Z=0平面处的X向应力为24MPa,急倾斜特厚煤层模型中XOY煤层截面沿Z轴反向应力逐渐增加,急倾斜特厚煤层模型中XOY煤层截面上Z向应力的应力变化率为0.027MPa/m,急倾斜特厚煤层模型中XOY煤层截面上Y向应力的应力变化率为0.027MPa/m,急倾斜特厚煤层模型中XOY煤层截面上X向应力的应力变化率为0.048MPa/m。
5.按照权利要求1所述的一种急倾斜特厚煤层开采参数与外部调控优化方法,其特征在于:步骤204中计算机利用FLAC3D软件,通过命令fix设定急倾斜特厚煤层模型的边界条件,具体如下:
急倾斜特厚煤层模型的底端边界位于Z=-0.1平面和Z=0.1平面之间,急倾斜特厚煤层模型的左端边界位于X=-0.1平面和X=0.1平面之间,急倾斜特厚煤层模型的右端边界位于X=599.9平面和X=600.1平面之间,急倾斜特厚煤层模型的前端边界位于Y=-0.1平面和Y=0.1平面之间,急倾斜特厚煤层模型的后端边界位于Y=199.9平面和Y=200.1平面之间。
6.按照权利要求1所述的一种急倾斜特厚煤层开采参数与外部调控优化方法,其特征在于:步骤205C中h排测点沿X方向均布布设,相邻两排测点的间距为5m~6m,h排测点处于第B2,j个右水平开采段底部3m范围内,且每排测点包括n个测点,n个测点沿Y方向均布,测点的总数为nh;其中,n和h均为正整数。
7.按照权利要求1所述的一种急倾斜特厚煤层开采参数与外部调控优化方法,其特征在于:步骤2056中第一区域阈值为第一网格断面弹性应变能灰度图中第一标记区域中各个像素点灰度值的平均值;
步骤2058中第二区域阈值为第一网格断面弹性应变能灰度图中第二标记区域中各个像素点灰度值的平均值;
步骤2059中第三区域阈值为第一网格断面弹性应变能灰度图中第三标记区域中各个像素点灰度值的平均值;
步骤20A中第四区域阈值为第一网格断面弹性应变能灰度图中第四标记区域中各个像素点灰度值的平均值。
8.按照权利要求1所述的一种急倾斜特厚煤层开采参数与外部调控优化方法,其特征在于:步骤503中计算机利用COMSOL Multiphysics软件得到注水模拟夹持岩柱网格模型,具体过程如下:
计算机利用COMSOL Multiphysics软件中“网格”工具,“网格”工具中选择“自由四面体网格”,并设置最大单元大小为4.71m,最小单元大小为1.41m,最大单元增长率为1.15,曲率因子为0.6,狭窄区域分辨率为0.7,得到注水模拟夹持岩柱网格模型。
9.按照权利要求1所述的一种急倾斜特厚煤层开采参数与外部调控优化方法,其特征在于:步骤5012中常数k的取值范围为1m~2m。
10.按照权利要求1所述的一种急倾斜特厚煤层开采参数与外部调控优化方法,其特征在于:步骤6014中计算机利用ANSYS LS-DYNA软件,通过命令Nsel设置第一爆破模拟夹持岩柱网格模型的边界条件,具体如下:第一爆破模拟夹持岩柱网格模型的底端边界位于Z=-0.1平面和Z=0.1平面之间,第一爆破模拟夹持岩柱网格模型的顶端边界位于Z=2.9平面和Z=3.1平面之间,第一爆破模拟夹持岩柱网格模型的左端边界位于X=-0.1平面和X=0.1平面之间,第一爆破模拟夹持岩柱网格模型的后端边界位于Y=0.049平面和Y=0.051平面之间,第一爆破模拟夹持岩柱网格模型的后端边界位于X=9.9平面和X=10.1平面之间,第一爆破模拟夹持岩柱网格模型的前端边界位于Y=-0.1平面和Y=0.1平面之间。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN202011031032.XA CN112240206B (zh) | 2020-09-27 | 2020-09-27 | 一种急倾斜特厚煤层开采参数与外部调控优化方法 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN202011031032.XA CN112240206B (zh) | 2020-09-27 | 2020-09-27 | 一种急倾斜特厚煤层开采参数与外部调控优化方法 |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN112240206A true CN112240206A (zh) | 2021-01-19 |
CN112240206B CN112240206B (zh) | 2021-08-24 |
Family
ID=74171415
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN202011031032.XA Active CN112240206B (zh) | 2020-09-27 | 2020-09-27 | 一种急倾斜特厚煤层开采参数与外部调控优化方法 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
CN (1) | CN112240206B (zh) |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN117211785A (zh) * | 2023-10-07 | 2023-12-12 | 内蒙古满世煤炭集团罐子沟煤炭有限责任公司 | 一种基于大数据的特厚煤层开采智能信息系统 |
Citations (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN101915101A (zh) * | 2010-08-20 | 2010-12-15 | 天地科技股份有限公司 | 一种急倾斜厚煤层采煤方法 |
JP5219379B2 (ja) * | 2007-01-18 | 2013-06-26 | 中国電力株式会社 | 石炭評価取引システム及び石炭評価取引プログラム |
CN104265291A (zh) * | 2014-07-22 | 2015-01-07 | 天地科技股份有限公司 | 急倾斜特厚煤层刨运机综合机械化采煤方法 |
CN107092740A (zh) * | 2017-04-12 | 2017-08-25 | 乌鲁木齐城市轨道集团有限公司 | 一种急倾斜特厚煤层老采空区残余变形预计方法 |
-
2020
- 2020-09-27 CN CN202011031032.XA patent/CN112240206B/zh active Active
Patent Citations (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
JP5219379B2 (ja) * | 2007-01-18 | 2013-06-26 | 中国電力株式会社 | 石炭評価取引システム及び石炭評価取引プログラム |
CN101915101A (zh) * | 2010-08-20 | 2010-12-15 | 天地科技股份有限公司 | 一种急倾斜厚煤层采煤方法 |
CN104265291A (zh) * | 2014-07-22 | 2015-01-07 | 天地科技股份有限公司 | 急倾斜特厚煤层刨运机综合机械化采煤方法 |
CN107092740A (zh) * | 2017-04-12 | 2017-08-25 | 乌鲁木齐城市轨道集团有限公司 | 一种急倾斜特厚煤层老采空区残余变形预计方法 |
CN107092740B (zh) * | 2017-04-12 | 2020-08-04 | 乌鲁木齐城市轨道集团有限公司 | 一种急倾斜特厚煤层老采空区残余变形预计方法 |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN117211785A (zh) * | 2023-10-07 | 2023-12-12 | 内蒙古满世煤炭集团罐子沟煤炭有限责任公司 | 一种基于大数据的特厚煤层开采智能信息系统 |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
CN112240206B (zh) | 2021-08-24 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN106372297B (zh) | 砂土岩溶地层中盾构与溶洞安全垂直距离的确定方法 | |
CN107939399A (zh) | 一种多中段同时开采模式下水平矿柱回收方法及进路结构 | |
CN103225509B (zh) | 一种大采高综采采场顶板分类与支护阻力确定方法 | |
CN113027529B (zh) | 一种基于数值反演的采场冲击危险性评估方法 | |
CN108763725A (zh) | 基于采空区压实效应的工作面开采全过程数值模拟方法 | |
CN111737895B (zh) | 一种动态评价露天矿地下采空区顶板稳定性的方法 | |
CN109446602B (zh) | 一种地面垂直钻孔抽采特厚煤层瓦斯的数值试验方法 | |
CN112240206B (zh) | 一种急倾斜特厚煤层开采参数与外部调控优化方法 | |
CN104484713B (zh) | 一种充填开采导水断裂带高度预测方法 | |
CN111767593A (zh) | 一种基于地应力场类型确定井下巷道合理布置方位的方法 | |
Fan et al. | Opencast to underground iron ore mining method | |
CN114135288B (zh) | 一种冲击地压煤层巷道高压水射流割缝卸压参数优化方法 | |
CN106372295B (zh) | 砂土岩溶地层中盾构与溶洞安全水平距离的确定方法 | |
CN114329680A (zh) | 一种矿区地下水库矿柱坝体稳定性评价方法及其应用 | |
CN112065396B (zh) | 一种急倾斜特厚煤层开采参数优化方法 | |
CN108732023B (zh) | 一种大采高采场煤壁超前支承压力峰值系数的确定方法 | |
CN116502390A (zh) | 一种基于flac3d计算矿区应力分布和位移变化的方法 | |
CN112883661B (zh) | 一种碎软低渗油气储层的压裂模拟方法 | |
CN115163066A (zh) | 冲击地压矿井巷道厚层底煤夹矸爆破致裂联合卸压方法 | |
CN109812276B (zh) | 一种基于动载应力场确定邻空巷道合理位置的方法 | |
Zhang et al. | COMPARATIVE ANALYSIS ON BLASTING EFFECT OF DIFFERENT CUTTING BLASTING FOR THE SANDSTONE TUNNEL DRIVAGE IN IRON MINE. | |
CN115937294B (zh) | 一种煤矿地面压裂后采空区垮裂带高度的预测方法 | |
CN111666704B (zh) | 一种优化地下连续墙成槽入岩的施工方法 | |
Feng et al. | Rational size and stability analysis of horizontal isolated pillars in deep mining from caving to filling method | |
CN115341900B (zh) | 一种基于人造拱壳的覆岩减损降沉方法 |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
PB01 | Publication | ||
PB01 | Publication | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
GR01 | Patent grant | ||
GR01 | Patent grant |