露天坑排尾对采空区影响的数学预测及其稳定性

为揭示露天坑干堆排尾堆高(H)对采空区跨度(D)与境界顶柱高(h)的影响,采用FLAC3D对不同跨度的双空区在尾砂回填过程中进行开挖模拟,并结合曲线拟合、传统破坏判据及厚度折减法,分别对地下双空区的受力、塑性区及关键点位移等特征进行分析及数学预测.研究表明:当D不变时,拉、压应力及塑性区面积均随H的增大而增加,且在D20 m后位移变化率明显增大;当H不变时,监测位移和塑性区随D增大而增加,且定量预测出D=26 m时,上下空区临界破坏对应的H分别为182.44,189.85 m.当D与H均变化时,双空区的塑性区逐渐呈现"蝴蝶状",上部空区的塑性区域明显大于下部,且在D20 m,H150 m时,上部空区出现与露天坑底贯穿现象.     

深部高应力空区拱架效应与采场结构尺寸的相依性

基于采场顶板围岩破坏形式,构建空区顶板岩拱力学模型;利用无铰拱理论计算岩拱内力,选取深部采场跨度及矿柱宽度等因素作为相依性分析指标,推导采场跨度(l)及矿柱宽度(d)关于拱轴系数(m)及拱高(h)的数学表达式。以某深部高应力金属矿空区为研究对象,分析采空区拱架效应与其结构尺寸(采场跨度(l)及矿柱宽度(d))依存关系,并对顶板位移进行150 d监测。研究结果表明:当d一定时,l随着m减小而增大;当l一定时,d随着m增大而增大;当m=2,h=3 m,d=7 m时,矿柱合理间距为31 m;在150 d内,顶板最大位移变形在6 mm之内,未发生垮塌现象。该研究结果可为深部高应力条件下釆场结构尺寸设计提供依据。     

基于FLAC3D的复杂条件下露天转地下开采空区围岩变形及破坏特征

针对铜绿山Ⅰ号矿体露天转地下开采的复杂情况，采用FLAC3D分析不同跨度D及立柱厚度d下采空区围岩的变形及破坏特征；用FISH语言定义岩石剪切破坏的摩尔-库仑判据，实现单元体剪切破坏判据值及其他关键参数在运算过程中的动态监测。依据研究结果，为施工设计提供合理工艺参数。研究结果表明；在空区上移过程中，空区顶板位移及围岩塑性变形区均先减小后增大;立柱稳固时，两者仅与空区跨度有关；立柱不稳固时，立柱厚度开始产生较大影响，跨度增大或立柱变薄，可使两者显著增大，并使空区在更大的顶柱厚度下便受到了露天坑底板压力的影响；立柱稳固时，空区破坏形式均为顶板两端剪切破坏；当跨度D=10 m，且立柱厚度d≤4 m时，立柱开始不稳固，空区破坏形式逐渐转向立柱破坏。     

地下破碎矿体数值计算模型的构建及采场结构参数优化

以焦家金矿-390 m中段为试验采场,对采场进路跨度进行优化研究。通过现场观测、节理扫描、声波测试确定矿体的地质情况与力学特性,建立适合模拟破碎矿体的数值计算模型;利用Hoek-Brown强度准则与反分析手段确定计算参数,结合FLAC3D数值模拟对6种不同跨度的进路进行分析计算。研究结果表明:当采场进路跨度从3.5 m增加至6.5 m时,顶板的位移、塑性区体积随跨度增大而呈线性增加;当采场跨度大于7.5 m后,采场顶板的位移、塑性区体积随跨度增大而急剧增大,围岩进入塑性阶段;当-390 m中段进路跨度为7.5 m时,可以满足矿岩体的自稳要求,证明本文分析方法是正确而且可行的。     

双层空区开挖顶板稳定性的FLAC3D数值分析

利用FLAC3D软件建立双层空区数值计算模型,根据厚度折减理论分析开挖后空区的安全顶板厚度和应力、变形、塑性区的分布情况,得到:安全顶板厚度与空区跨度之间符合线性关系;当跨度较小时,上部空区处于压应力状态,下部空区处于拉应力状态,最大拉应力随跨度的增大而增大:当系统达到临界状态时,上、下空区顶板的竖直位移最大,上空区的大位移区域面积明显大于下空区的大位移区域面积;空区对整体位移存在一定影响,如水平方向对整体位移的影响范围大致为跨度的1.5倍,且两空区之间存在相互作用,在大位移区域两空区显示出相互接近的趋势;当跨度较小时,上部空区项板主要发生剪切破坏,下部空区两侧帮发生拉剪破坏,随着跨度的增大,此范围破坏形式转变为冲切破坏,整体塑性区面积明显增大,下部空区顶板塑性区逐渐发展,并延伸至上空区.     

充填体下隔离中段采场结构参数优化

充填体下隔离中段大直径深孔采矿的难点,主要是充填体强度较低及充填质量分布不均匀,无法保证应力集中状态下采场顶板和上部充填体的稳定性,实现矿山资源的安全回收.采用FLAC3D有限差分程序,模拟计算了阿舍勒铜矿充填体条件下450 m中段4种采场跨度下的3种回采方式,从位移、最大主应力和最小主应力3个方面对采场顶板和上部充填体的稳定性进行了对比分析研究.结果表明,采场跨度12m时,充填体顶板稳定性良好;当采场跨度14 m时,充填体顶板沉降及矿柱主应力明显增大,处于极限平衡状态;当采场跨度15 m时,采场顶板的主应力急剧降低,最大垂直位移急剧增加,采场已失稳.因此,为保证450 m隔离中段矿柱的顺利回采,一、二步骤的采场跨度不宜超过12 m.     

考虑应变软化的地下采场开挖变形稳定性分析

为了分析某大型地下采场开挖稳定性,利用FLAC3D同时考虑岩土体的应变软化特性,计算开挖过程中的变形和破坏情况.结果表明:随着开挖的进行,周围岩体的位移不断增大,开挖步1_3,2_3和4引起的位移增量最大;开挖步1_1~1_2引起主采场顶板破坏高度为40 m左右,当开挖步为1_3时,顶板破坏高度达到80 m左右;2_1和2_2开挖步引起的破坏区面积变化不大,而2_3开挖步引起破坏高度迅速增长,达到120 m;开挖到第4步时,由于主采场与1和2采场空区相互贯通,破坏高度同样迅速增大,达到150 m左右;此后,由于影响稳定性的开挖阶段结束,破坏高度增量减小,最终破坏高度为160 m左右,得到的结果能够为工程实践提供指导.     

空区贯通对大型地下采场开挖变形稳定性的影响

为分析某大型地下采场开挖稳定性,利用FLAC3D计算开挖过程中的变形和破坏情况,对比分析空区是否贯通2种方案下采场的应力-应变响应.研究结果表明:两者应力分布形式基本相同,且数值也大体相同.在空区以内2种方案得到的位移等值线云图的分布形式基本相同,但其位移有较大差别,大约为25 cm.在主采区和2采区贯通处,2种方案的位移形态有较大差别,方案1的位移趋势指向空区的拐角处,而方案2的位移趋势指向空区内部.各监测点位移曲线的分布形式基本相同,即先增大再减小的趋势.方案1的位移大于方案2的位移,是否开挖中部2采区520分段空区和中部2采区500分段空区对顶板沉降的影响较大.2种方案的塑性区分布基本相同,即沿着空区中央以弧状形式不断向外发展,但方案1空区顶板的破坏区域大于方案2空区顶板的破坏区域.     

煤柱尺寸留设数值模拟研究

护巷煤柱尺寸是影响回采巷道顶板围岩稳定性的一个重要因素。禾草沟煤矿开采过程中矿山压力比较明显,原设计预留大煤柱,造成较大煤炭损失。基于禾草煤矿煤层地质条件,采用数值模拟软件FLAC3D,建立了煤柱尺寸为6 m、8 m、10 m、12 m和14 m数值模型,模拟研究了煤柱及巷道塑性破坏区范围,沿空巷道应力分布,沿空巷道位移情况。综合考虑塑性区破坏范围、最大主应力、顶板位移值和资源回收等因素,该矿煤柱为10 m时符合经济安全开采要求。     

底摩擦模型模拟露天转地下开挖采空区影响下边坡变形破裂响应特征及其稳定性

以云南磷化集团晋宁磷矿6号坑口东采区深部缓倾斜中厚磷矿层露天转地下开采为工程背景,利用底摩擦模型实验仪,进行了不同露天坑境界顶柱厚度边坡高度下的底摩擦模拟模型实验.结果表明:边坡的变形破坏响应特征可分为边坡岩体小范围微破裂和松动→边坡岩体局部范围失稳破坏→边坡岩体整体向采空区滑落失稳破坏三个阶段,边坡岩体变形破坏模式主要是采动边坡岩体向采空的拉裂、破断和滑移破坏.在边坡高度一定情况下,随着露天境界顶柱的厚度由30 m逐渐减小到20 m和10m,边坡的稳定性与境界顶柱的厚度呈正比关系,20～30m是露天境界顶柱比较合理的厚度.在境界顶柱的厚度一定情况下,边坡高度由60 m增大到108 m,边坡的稳定性与坡高的厚度呈反比关系,108 m边坡转入地下开采后是不稳定的.     

附加载荷作用下空区顶板稳定性分析

以齐大山铁矿为工程背景,利用FLAC3D软件和Mohr-Coulomb屈服准则,通过极限分析方法和数值模拟技术相结合,研究了在附加载荷的作用下,不同厚度的空区顶板的稳定性.计算结果表明:当顶板厚度小于5.5 m时,顶板的破坏以受拉伸破坏为主,破坏区呈"拱"形向围岩内发展,此时的安全系数和极限承载能力随顶板厚度的变化并不明显,近似呈线性关系;当厚度大于5.5 m后,顶板的安全系数和极限承载能力随顶板厚度增大而迅速增加,因而建议对于10 m跨度的空区,其顶板安全应不小于5.5 m.对岩体黏聚力、内摩擦角和抗拉强度同步进行折减得到破坏区与增量加载的计算结果相似,得到的安全系数要小于仅折减黏聚力和内摩...     

倾斜空区顶板三铰拱轴曲线结构自稳分析

研究发现动采应力再分布使空区顶板在失稳前两拐角处形成塑性铰区,承载机构转为充分自稳的三铰拱形.针对这一特点,提出将空区顶板近似为半跨的三铰拱轴曲线结构,并建立以空区跨度L、拱失f、顶板岩层载荷q(x)为变量的力学模型,推导冒落线方程y(x)和拱轴压力N(x)方程,分析空区顶板的稳定性和冒落线形式,并计算空区的临界跨度和临界暴露面积.以排山楼金矿空区为例,利用模型得出活动延深方向临界跨度70 m,走向140 m,临界暴露面积7 693 m2.提出禁止间柱回采,及时充填空区的治理方法,保障井下安全.     

基于FLAC~(3D)数值模拟厚大矿体开采方案与采场稳定性研究

针对淮南某厚大铁矿-500 m中段采场回采,应用FLAC3D建模并进行开挖模拟.对不同开采方案中采场稳定性进行研究分析表明:采场开挖后,在采场四周角落处应力集中最大,易产生剪切破坏,在顶板中央发生位移变形最大,采场顶板容易垮塌;采场长宽为30 m×30 m时,采用两矿房或三矿房同时回采,采场保持稳定,最大应力集中系数为1.5,矿岩自身强度满足自稳要求;采场长宽为40 m×40 m,三矿房同时回采时,由于采空区暴露面积过大,集中系数达1.7,顶板受拉且充填体受压发生剪切破坏,矿岩不足以维持自稳状态.在大规模开采条件下,最终选定采场参数30 m×30 m三矿房同时回采为矿山开采方案.     

基于ＦＬＡＣ３Ｄ数值模拟厚大矿体开采方案与采场稳定性研究

针对淮南某厚大铁矿-500 m中段采场回采,应用FLAC3D建模并进行开挖模拟.对不同开采方案中采场稳定性进行研究分析表明:采场开挖后,在采场四周角落处应力集中最大,易产生剪切破坏,在顶板中央发生位移变形最大,采场顶板容易垮塌;采场长宽为30 m×30 m时,采用两矿房或三矿房同时回采,采场保持稳定,最大应力集中系数为1.5,矿岩自身强度满足自稳要求;采场长宽为40 m×40 m,三矿房同时回采时,由于采空区暴露面积过大,集中系数达1.7,顶板受拉且充填体受压发生剪切破坏,矿岩不足以维持自稳状态.在大规模开采条件下,最终选定采场参数30 m×30 m三矿房同时回采为矿山开采方案.     

大倾角大采高综采工作面坚硬顶板控制技术

为保证大采高坚硬顶板综采工作面的安全生产,以新疆焦煤集团2310矿为例,通过理论公式计算了老顶悬露长度约为60 m,利用FLAC3D数值模拟软件对25221大采高工作面推进过程中沿走向和倾向顶板的塑性区分布进行了研究,结果表明:在80 m范围内,切眼和煤壁及采空区四周煤体塑性区分布随推进距离的增大而增大,而坚硬顶板塑性区分布范围变化不大,顶板承载能力强;最后采用超前预爆破的方法对坚硬顶板强制放顶,取得不错的效果,排除了坚硬顶板大面积垮落对工作面安全生产造成的损害,也为其他类似矿井提供了借鉴.     

露天转地下采矿巷道围岩稳定性分析

利用FLAC3D软件对大冶铁矿东露天高陡边坡、露天转地下-72m水平29号采矿巷道建立模型,模拟了无边坡影响、高边坡影响2种情况下,采矿巷道的位移变化以及塑性区分布情况,并根据29号采矿巷道收敛监测结果,验证巷道数值模拟结果。通过采用不同围岩分级方法对采矿巷道进行评价,比较研究得出东露天采场采矿巷道围岩稳定性情况。     

基于FLAC3D数值模拟一次采动巷道地压显现及围岩破坏

以申南凹矿1021—20采场为模型,运用FLAC3D有限差分数值计算方法进行了数值计算,模拟分析了一次采动影响下30 m矿柱和20 m矿柱回采巷道围岩的应力分布、位移变化和塑性区分布,并对采动超前影响范围进行了模拟。通过现场监测、数值分析认为申南凹矿回采巷道的地压显现与围岩破坏与采场相似。     

基于岩体时变力学参数的深部矿段回采顺序优化

基于岩体力学的时变参数演化规律,设计高峰深部矿段5种可行的回采顺序方案。运用耦合建模技术构建深部矿段复合空区的三维有限元模型,再采用FLAC3D仿真技术,实现岩体时变力学参数下不同回采顺序的时空演化规律。研究结果表明:各种回采顺序下的局部岩体最大拉应力和压应力都达到岩体的抗拉和抗压强度,应及时处理采空区;随着回采推进,顶底板位移逐渐增大,在最后1步达到最大值,并且受不同工艺的影响,最大位移表现出差异性;顶板位移最大沉降分别为50.0,38.0,74.0,64.9和70.5 mm,底板最大垂直位移(底鼓)分别为68.6,34.9,47.6,45.8和46.4 mm;岩体的破坏主要表现为剪切和拉伸塑性破坏,其中方案3和方案4的剪切破坏体积比方案1,2和5的剪切破坏体积,方案5发生拉伸破坏体积最大,方案2的整体塑性区体积比方案1的稍大。综合采场的生产能力和形变应力及其塑性破坏特征分析,选择较优的方案2。     

地下采场破碎岩体稳定性评价与参数优化

以焦家金矿试验采场为工程依托,开展缓倾斜中厚破碎矿体采场稳定性分析.通过对焦家金矿-390m中段试验采场的工程地质调查、矿岩力学性质试验,获得了表征矿山岩体工程质量的多种指标;应用岩石质量Q分级和RMR分级系统,对试验采场岩体稳定性进行评价分析;基于修正的Mathews稳定图法和临界跨度设计法,对采场暴露面尺寸和最大跨度进行优化.分析认为,当回采进路跨度小于8m时即可保证采场的稳定性.将所得到的结果应用于现场工业试验,现场采用暴露面尺寸为75m×15m的进路进行回采,采用现场观测的手段进行回采过程的监测.结果表明,在回采过程中进路的顶板及围岩并未发生垮落及剥落现象,采场围岩稳定性良好.     

水平应力对巷道软弱互层顶板岩体破坏的数值模拟研究

运用数值分析，对垂直应力不变条件下改变水平应力对巷道软弱层状顶板岩体的塑性破坏、位移和应力变化规律进行了三维数值模拟。巷道两帮和底板岩层较硬，顶板岩层相对软弱，并且层理发育。顶板各岩层及软弱夹层的物理力学参数分别相同。研究结果表明，层状顶板岩体的破坏特征是由侧压系数λ决定的。当λ＜1时，顶板的塑性区和卸压范围较大，但顶板挠度却较小。当λ＞1时，顶板的塑性区和卸压范围较小，但顶板挠度却较大。