基于刚体离散元模型的矿岩散体流动规律

针对崩落采矿法矿石损失与贫化大的问题,利用刚体离散元原理和方法,成功研究了多种放矿制度下覆盖岩层与矿石的相互作用和界面动态变化过程.研究表明:在1 213 m左出矿口放矿时,其右上方约9 m位置矿石被废石包裹,即使再采用相邻或相间出矿口放矿,被包裹矿石也难以放出,矿石贫化损失最大:采用中出矿口放矿时,矿岩界面增大,呈漏斗状,贫化次之;采用左中右三个出矿口均衡放矿时,矿岩界面最短且近似平行下降,矿石贫化与损失最少.模拟结果对于预测不同放矿制度下,矿石的贫化与损失指标提供了可靠依据.     

小官庄铁矿生产矿块结构参数的试验分析

随着小官庄铁矿开采深度的增加,为降低采矿成本其分段高度由原来的10m加大到12.5m·为确定与分段高度相对应的进路间距和放矿步距,对小官庄铁矿分段高度加大到12.5m后的结构参数进行了实验室模型实验·根据实验结果,采用回归分析方法,应用Matlab编程,求出了矿石回收指标岩石混入率、回收率、纯矿石回收率与放矿步距、进路间距之间的关系,并对小官庄铁矿结构参数提出了建议,即综合考虑各项矿石回收指标后认为最优的进路间距、放矿步距参数为12.5m×5～6m·     

无底柱分段崩落法回收指标与结构参数关系

无底柱分段崩落法自上而下逐分段多分段回采，各分段矿石回收指标随着结构参数变化而有较大不同。通过不同进路间距、不同放矿步距下的多分段放矿实验，得到了各结构参数下的各分段回收指标，并用Matlab编程对分段回收指标与结构参数的关系进行了回归分析，得出了岩石混入率、纯矿石回收率、回收率与分段、放矿步距、进路间距之间的回归方程，阐明了不同分段结构参数对回收指标的影响。’     

基于椭球体放矿理论的后和睦山铁矿脊部残留原因分析

 后和睦山铁矿生产中发现,相邻进路中间的脊部矿石在下一分段难以回收,而冒险在中间增加一条进路以提高回收率的思路又增大了危险性。本文运用椭球体放矿理论,找到了导致该铁矿脊部残留矿量多的原因,并优化了进路间距。基于矿岩散体的整体流动特性,分析多漏斗放矿时的松动椭球体形态,并结合该铁矿无底柱分段崩落法开采的生产数据,最终反推得到相邻漏斗松动椭球体的空间形态关系,为优化进路间距提供依据。结果表明,该铁矿松动椭球体短半轴b_s与放出体短半轴b 之间的关系为b_s=1.82b;b_s的范围是5.90~7.96 m,即相邻漏斗松动椭球体不相互影响或相切是导致该铁矿存在脊部残留的主要原因;进路间距以8~10 m 为宜。该方法为使用无底柱分段崩落法的矿山分析存在脊部残留的原因提供了一条路径。     

不同端壁倾角条件下放出体形态研究及最优崩矿步距的确定

为分析端部放矿中放出体形态,获得大结构参数下最优的崩矿步距,基于颗粒元理论和PFC3D程序,构建具有矿石散体细观力学性质的放矿模型. 通过已有研究结论与模拟结果的对比分析,验证了基于PFC程序的放矿模型的可靠性. 在此基础上,开展18m×20m结构参数下不同端壁倾角崩矿步距研究. 研究结果表明,不同倾角端壁条件下放出体形态不完整,并不是一个规则的椭球体. 当放矿量相同时,放出体高度随端壁倾角的减小而增大,放出体整体形态也随之越来越"瘦长".在无限边界和不同倾角端壁条件下,放出体高度的变化趋势均可概括为两个阶段:在放矿初始阶段,放出体高度呈指数形式快速增加,随放矿量的增加,其增长率逐渐减小;随后,放出体高度将随放矿量的增加而呈线性增长的趋势. 建议在18 m × 20 m结构参数下采用85°~90°的端壁倾角,4. 8 m的崩矿步距.     

无底柱分段崩落法矿石覆盖层回收实验

攀钢兰尖铁矿从露天转入地下后采用无底柱分段崩落法进行开采,并在顶部分段预留了40 m左右的矿石覆盖层以保证下部分段回采的安全.为了探究最佳的回收方式回收预留在采场的这部分矿石覆盖层,设计了无贫化、低贫化、截止品位以及按步距崩矿量100%的比例出矿方式,并进行回收模拟实验.通过对各方案放矿后的回收率、贫化率及放矿后矿岩界面的完整度比较分析得出,采用无贫化放矿方式带来的经济效益最佳并且放矿后矿岩界面相对完整,对下面分段继续回收纯矿石创造了条件,为类似矿山矿石覆盖层回收方案的选择提供参考.     

放矿条件下塌陷区内尾砂穿流特性

针对尾矿堆存和塌陷区占用土地资源的问题,研究尾砂干排至活动地表塌陷区的可行性.设计了放矿条件下尾砂穿流特性实验,以矿岩散体高度和尾砂高度作为影响因素,采用高速摄影技术,实现尾砂移动过程的可视化.实验结果表明:松动体高度小于尾砂和矿岩散体的交界面时,尾砂不能到达放矿口;松动体高度高于交界面时,尾砂受到放矿扰动的影响且与尾砂接触的岩石发生松散,随即颗粒大量到达放矿口,对井下回采造成影响.随着尾砂高度的不断增加,尾砂在初始阶段渗入量增大,但松动体高度小于尾砂和矿岩散体的交界面时,尾矿未能到达放矿口,因此持续向塌陷区内干排尾砂对矿石的贫化影响较小.     

矿岩散体流动参数物理模拟实验

结合崩落矿岩散体的力学特性,利用随机介质放矿理论,介绍了矿岩散体流动参数测定的物理模拟实验,测定了不受边界约束和端部放矿两种方式下的散体流动参数·研究了矿岩散体的流动形态(放出体形态)·认为采用低贫损开采模式,可有效地降低矿石损失贫化·工业试验表明,对于采用无底柱崩落法的矿山,利用模型实验,测定现场矿岩散体流动形态(参数),优化采场结构参数,可有效地降低矿石损失与贫化,提高矿山整体经济效益·     

柔性隔离层下单漏斗散体矿岩流动规律

同步充填留矿法因柔性隔离层的存在,其散体矿岩流动规律突破传统放矿理论的描述范围,因此开展柔性隔离层下单漏斗散体矿岩流动规律研究对于丰富放矿学理论具有重要意义。基于相似原理建立物理试验模型,以标记颗粒刻画出放出体和松动体形态,采用高清摄像机记录试验基础数据。基于试验数据,对柔性隔离层下单漏斗放矿放出体、松动体、空腔等演化规律进行分析。最高层位矿石未放出前,放出体呈完整封闭的近似椭球体形态;放出后,放出体呈现为陀螺体。最高层位矿石产生沉降前,松动体为完整封闭的近似椭球体形态;产生沉降后,松动体形态整体上呈喇叭状,喇叭状松动体上部为指数曲线,下部为近似部分椭球体。空腔在最高层位矿石产生沉降瞬间开始形成;隔离层边界与矿石层边界相切于空腔边界,切角随着隔离层下降深度的增大而增大,至散体自然安息角后保持不变,切点位置随着隔离层下沉由中间逐渐向两侧发展至放矿终止。     

无底柱分段崩落法不同放矿方式下崩矿步距研究

以梅山铁矿为研究对象,在分段高度×进路间距为18 m×20 m的大结构参数下,设置不同的步距,分别采用无贫化放矿、低贫化放矿和现行截止品位放矿3种方式进行相似材料模拟实验。结合PFC2D数值模拟,分别从正面和侧面2个方向对矿石回收及废石混入进行模拟分析。研究结果表明:无贫化放矿、低贫化放矿和截止品位放矿3种出矿方式的最优崩矿步距分别为4.5,3.8和3.8 m。无贫化放矿方式基本不破坏矿岩界面的完整性,减少矿岩的混杂机会,因而能最大限度地降低贫化;不同的放矿方式有不同最优放矿步距,当终止出矿时,步距较大,则混入废石主要来源于上部,正面残留较多;当步距较小时,正面废石会过早混入,整体回收率低;当步距适中时,正面废石和上部废石同时混入,回收效果较好。     

稳定岩层层位与冒顶隐患级别关系

针对巷道顶板高冒顶风险区域难以发现、识别的问题,采用力学建模、SURFER软件绘图与RFPA数值模拟相结合的方法,研究了稳定岩层层位与冒顶隐患级别的关系.结果表明:稳定岩层层位可以作为冒顶隐患级别分划的指标,根据稳定岩层层位的不同可以及时判断出高冒顶风险区域,2 m、4 m和6 m为级别变化的临界距离,稳定岩层距巷道顶板小于2 m时,冒顶隐患级别为Ⅰ级;稳定岩层距顶板2～4 m为Ⅱ级;稳定岩层在4～6 m为Ⅲ级;稳定岩层层位在6 m以上时,冒顶隐患级别为Ⅳ级,此类顶板是需要进行重点监测的区域.该成果对巷道顶板安全管理具有指导意义.     

急倾斜破碎中厚矿体诱导冒落法进路位置实验研究

针对急倾斜破碎中厚矿体,依据沿脉进路诱导冒落法开采方案,通过物理模拟实验,采用回收率、贫化率数量指标和经济指标综合分析方法,研究了沿脉回采进路位置与矿体倾角的关系.实验结果表明:采用上、下分段沿脉进路同时处于最佳位置时的布置方式,回收指标较好;矿体倾角不同,进路至下盘距离与矿体厚度的比值对回收率、贫化率的影响程度不同;回采进路所处的最佳位置随矿体倾角的减小逐渐向矿体下盘移动;当矿体倾角小于75°时,不适合应用该方案.结合实验结果与开采条件,确定了最佳回采进路位置,为同类矿山提供借鉴.     

基于正交试验设计的某地下储油洞库群支护优化

针对某地下水封储油洞库群的实际工程情况,基于正交试验设计方法,选取锚杆长度、锚杆间排距、喷射混凝土厚度和钢拱架间距4个因素,各个因素分别设立3个水平,确立9组试验方案,采用FLAC3D数值模拟软件进行相关模拟试验,最后以关键点位移及塑性区体积为评价指标对试验结果进行分析以优化洞库群支护方案.结果表明,钢拱架间距影响最显著,锚杆间排距及长度影响最弱;优化后的支护方案为锚杆长度5 m、锚杆间排距2 m×2 m、喷射混凝土厚度120 mm、钢拱架间距1.5 m.该研究成果能够有效保证该工程区围岩的稳定.     

基于多源数据分析的三峡库区抗滑工程优化与比选

抗滑工程优化与比选主要是工程应用的研究。针对三峡库区抗滑工程选型、多排抗滑桩位置选取与抗滑工程参数设计问题,通过分析整理三峡库区已成功治理257组地质灾害数据,运用分类统计参数方法,分析最优支护结构形式,基于FLAC3D软件,建立力学分析数值模型,选取多排抗滑桩合理位置,将理正软件设计参数与收集资料进行对比,确定最优桩间距与锚固深度取值,并应用于工程实例验证,研究表明：（1）当滑坡剩余推力小于100kN/m且工程设置位置处滑体厚度小于5m时,宜采用重力式挡墙;大于100kN/m或滑体厚度较大时建议采取抗滑桩。（2）当两级设置抗滑桩支护滑坡时,前排桩位于反翘端点,排距占反翘端点与滑坡后缘距离为20%时,滑坡的总推力最小,为最优方案。（3）三峡库区重庆段滑坡抗滑桩锚固深度与桩长比值推荐值为0.45,桩间距推荐值5.5m或6.0m。（4）应用于三峡库区滑坡工程实例,对比分析得出此优化设计方法具有可行性和实用性,为后续滑坡治理提供有效指导。     

轧制道次间插入冷却对特厚钢板组织与性能的影响

使用实验轧机旁冷却装置配合轧机进行轧制实验，研究轧制道次间不同冷却工艺对特厚钢板组织和性能的影响规律.研究结果表明:采用道次间冷却工艺可以在全厚度方向获得组织细化及强韧性提高效果，采用强冷道次间冷却实验钢1/4处晶粒尺寸可细化至10μm，强度为376MPa，-40℃冲击功为169J;心部晶粒尺寸可细化至15μm，强度为360MPa，-40℃冲击功为123J.本工艺可形成470μm厚表层细晶层，晶粒尺寸可细化至5μm;粗轧道次间插入冷却工艺轧制钢板强度和冲击韧性优于中间坯冷却工艺;随冷却强度增加，钢板内部组织明显细化且强度大幅提高.     

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.     

采场结构参数过渡分段放矿优化

随着采矿设备的大型化,无底柱分段崩落法的发展趋势也是增大采场结构参数,因此现行许多矿山都存在如何使采场结构参数从普通问距向大闻距过渡的问题。以板石矿业公司上青矿4、5、6矿组为例,针对参数过渡分段出现的放矿问题,以无底柱分段崩落法无贫化放矿理论为指导思想,提出综合考虑多分段的优化放矿方式,得出与之相匹配的崩矿步距,并在此基础上,提出实现最优放矿的措施,即爆破优化,放矿管理及截止出矿矿石占有率的控制。     

综放全厚开采20 m特厚中硬煤层数值模拟研究

针对酸刺沟煤矿6-1号煤层的具体条件,基于矿山压力对顶煤的压裂作用,运用数值模拟方法系统研究了综放全厚开采20 m特厚中硬煤层的合理工作面长度和工艺参数。主要结论有:工作面前支承压力峰值随工作面推进距离增大而变化;工作面前支承压力峰值随工作面长度的增加而增大;顶煤破坏系数随工作面推进距离和工作面长度的增加而变化。考虑矿山压力对顶煤的压裂作用,20m特厚中硬煤层综放工作面的长度应大于300 m;建议综放全厚开采20 m特厚中硬煤层的底层工作面应采用4.5 m的大采高;支架合力作用点位置和支架阻力对顶煤压裂和支护系统的稳定性起着十分重要的作用;给出了合理的开采工艺参数及其匹配。     

多空区层状矿体诱导冒落机理及拉底方案优选

基于诱导冒落法提出了多空区层状矿体的回采方案，使用3DEC软件对诱导冒落机理及规律进行了研究.同时设计了4种不同退采顺序的拉底方案，并对其冒落效果进行了模拟.结果表明，矿柱尺寸越小、周边空区数量越多，矿柱越容易因应力集中而产生裂纹，当其裂纹与矿体层理面贯通时矿体便会冒落；当把拉底工程布置在最易破坏的矿柱下方并以其为中心向四周不断扩大拉底面积时，能够使矿体在最短时间内发生持续、稳定的冒落，从而可实现多空区矿体的安全高效回采.     

急倾斜薄矿脉夹制作用下中深孔爆破模拟与参数优化

以内蒙古某金矿急倾斜薄矿脉中深孔开采为工程背景，采用经验类比、数值计算和现场试验等手段开展研究.分析了不同爆破参数下薄矿脉中深孔爆破围岩裂纹演化规律，得到了爆破孔网参数与爆破超欠挖百分比、爆破裂纹密度及围岩质点振动速度等指标之间的关系.结果表明:当孔间距为1.2~ 1.4m时，爆破超欠挖面积趋于零;当抵抗线为0.8~1.0m时，爆破块度较均匀;最优中深孔爆破参数为抵抗线1.0m，孔间距1.2m.现场中深孔爆破试验验证了本文的研究结果.