充填体下连续开采诱导顶板失稳演化时变分析

利用时变边界力学理论讨论了连续采矿顶板诱导失稳崩落过程,给出了连续回采诱导顶板失稳崩落中时变边界的几何描述.RFPA软件通过单元性质弱化的方法来处理单元的破坏问题,准动态的模拟崩落体的时变边界问题,从而获得连续采矿诱导顶板失稳崩落时变边界的一种有效解决途经.通过RFPA计算分析了铜坑矿充填体下矿体连续开采诱导顶板失稳崩落过程,分析该过程中顶板诱导失稳崩落的时变效应及其规律.计算结果表明在一定的连续回采采空区的空间条件下,运用局部人工干扰诱导顶板围岩致裂,可以有效形成顶板诱导失稳崩落.     

顶板诱导崩落技术及其在大厂铜坑92号矿体的应用

为解决大型贫矿床传统方法开采过程中存在的资源整体回收率低、后期地压控制难等问题,研究采用连续采矿一顶板诱导崩落综合技术,其空区处理与后期地压控制关键是顶板诱导崩落技术。针对华锡大厂铜坑矿92号矿体的工程地质条件,进行连续采矿顶板诱导崩落的工业试验,基于理论与工程类比相结合的方法,确定合理顶板爆破诱导崩落的参数、实施方案、安全控制措施,分析爆破诱导崩落的工程实际应用情况。试验结果表明：采用预裂爆破与诱导崩顶爆破的方法,通过对顶板的诱导崩落处理,成功地在下方采空区形成了厚度为17．8m左右的岩石缓冲垫层,有效地降低顶板冒落带来的冲击气浪危害：在预裂孔间产生明显的贯通裂隙,从而在顶板上形成诱导可控崩落,防止顶板大面积的突然垮落,改善地下开采安全生产环境：最终资源的回收率由70％左右提高到84．6%,贫化率由25%-40％降低到15％以下,实现了资源的高效回收。     

深孔聚能预裂爆破切顶卸压机理与应用

为解决悬顶导致的煤柱及邻近巷道高应力和大变形问题,结合工作面顶板地质条件,提出深孔聚能预裂爆破切顶卸压专项方案,采用数值模拟及现场试验对卸压效果开展综合研究。研究结果表明,煤层顶板在切顶后垂直应力减幅为21.62%,预裂切顶措施可显著降低煤柱及邻近巷道围岩应力水平。试验发现,炮孔内轴向贯穿裂缝明显,可实现采空区顶板及时垮落。顶底板在切顶后累计位移量减幅达59.27%,巷道两帮及顶底板移近变形得到有效控制,煤柱垂直应力增量显著降低。实践证明,采用深孔聚能预裂爆破切顶卸压效果显著,可大幅提高作业效率,为类似矿压防治工程提供借鉴。     

崩落法转阶段嗣后充填法采场稳定性分析

借助修正后的RMR方法对和睦山铁矿工程岩体进行了分级.分别采用厚跨比法、结构力学梁理论以及普氏拱理论对矿柱进行了研究,获得了嗣后采场破坏模型以及采场失稳演化过程.分析了采场尺寸、矿岩坚固性系数、抗拉强度以及内摩擦角对崩落法转阶段嗣后充填法采场稳定性的影响.通过极限平衡法建立了阶段嗣后充填法矿柱安全系数方程.研究结果表明:矿岩的坚固性系数和抗拉强度对顶板临界厚度影响明显;矿岩的内聚力对矿柱的安全系数影响最为显著.最后将上述结果应用到和睦山铁矿嗣后采场稳定性分析中,得到了块矿地带的采场顶板临界厚度和矿柱安全系数,并从理论角度分析19~#矿房跨塌的原因.     

基于开采环境再造深孔诱导崩矿方案优化研究

针对新疆喀拉通克铜镍矿高价值软破矿体的特征,提出了开采环境再造深孔诱导崩矿采矿技术,并主要从维护采场稳定性和保证矿石合格块度率的角度,对崩矿方案进行优化研究.首先,运用FLAC3D软件对侧向挤压崩矿和水平分层崩矿过程进行数值模拟,分别从位移场和应力场的分布和变化来分析不同方案对采场结构稳定性的影响;其次,分析了节理裂隙分布对原始矿体的切割作用,以及爆破挤压作用对崩落块度的影响.研究结果表明,侧向挤压崩矿更有利于维护采场结构的稳定,引导节理裂隙对矿体的合理切割,并能充分发挥挤压效应,提高崩落矿石块度的合格率.图4,表1,参14.     

深部采场无底柱深孔后退式开采围岩力学响应特征

 运用Surpac 和FLAC^3D组合建模技术建立深部矿区三维数值分析模型,基于多元线性回归分析方法模拟反演出深部区域现存地应力场,采用模型重构方法获取了采场及周边的局部地应力分布规律.研究某采场利用无底柱深孔后退式采矿方法开采的围岩力学响应特征,结果表明:1)采场围岩的最大拉应力为0.40 MPa,最大水平位移为28.2 mm,出现在采场 Y 向中轴线附近南帮位置,最大垂直位移为27.43 mm,出现在 Y 向中轴线附近顶板位置,采场围岩发生了一定范围的塑性破坏;2)采场 Y 向中轴线附近位置顶板位移较大,应加强地压监测;采场东头由于受到爆破积累损伤的影响,在对东头侧向崩矿时,要适当调整孔网参数;采场南帮临近区域要增加预裂孔、减小单孔装药量及每段起爆药量,防止爆破超挖矿柱,影响整个盘区的稳定.     

采动应力作用下陡倾板裂状岩体巷道溃屈破坏

为研究采动应力作用下陡倾板裂状岩体巷道的稳定性,根据现场残矿回采巷道的调查结果,利用安全系数法和数值模拟相结合,分析围岩采动应力变化规律和巷道安全状况.研究结果表明:陡倾状矿体回采后上盘围岩应力高于下盘围岩应力,下一中段矿体回采对上中段巷道应力影响最为显著;采动应力作用是上盘巷道失稳的主要诱因,上盘巷道围岩垂直应力最大值达到7.87 MPa,超过巷道围岩溃屈破坏极限应力.     

深井软岩硐室群支护技术研究

为解决新河煤矿-980m水平硐室群在掘进及支护过程中的大变形问题，首先通过理论分析，研究了相邻硐室不同开挖顺序对围岩破坏的影响；其次运用FLAC^3D数值模拟软件对相邻硐室群的不同开挖顺序进行模拟，计算得到围岩塑性区最小破坏体积V_P,并得出最优施工方案，在上述研究基础上对已开挖硐室群进行支护设计，提出泵房主体及壁龛前期采用锚网、注浆锚索、喷浆，后期采用钢筋混凝土砌碹的联合支护方式，并对实施该支护方案的硐室群进行支护前后的数值模拟计算，计算结果表明，水泵房主体硐室顶板最大下沉量由927mm下降至30mm,底臌量由1 036mm下降至6mm,主体泵房左帮移近量由1 010mm下降至10.9mm,壁龛掌面移近量由700mm下降至9.9mm,围岩变形得到有效控制.顶底板位移现场监测结果表明，监测断面两帮最大移近量为8mm,顶底板最大移近量为15mm,巷道支护效果良好，能有效控制围岩变形.     

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。     

急倾斜薄矿脉崩落法开采及崩落散体的承载机理

以金厂沟梁金矿为工程依托,利用崩落矿岩散体的承载机理,提出了急倾斜薄矿脉破碎矿体崩落法开采方案.运用数值计算手段,研究崩落矿岩散体的承载机制,分析分段高度对崩落矿岩散体承载效果的影响.计算结果表明:与空场法开采相比,崩落法开采有效改善了采场围岩的稳定性,围岩塑性区体积减小了58.4%.随着分段高度的增大,崩落矿岩散体对围岩的支撑作用相应减弱,但影响较小.研究结果表明,采用崩落法回采急倾斜薄矿脉破碎矿体是合理的、可行的,同时也为该类矿体的回采提供了新的思路.     

复杂边界条件下VCR法采场安全破顶厚度研究

为确定凡口矿某VCR法采场安全破顶厚度,构建了"三固一简"边界条件下破顶层极限承载分析模型,推导分析了破顶层承载能力随厚度变化关系,并从力学角度计算最小破顶厚度为4.6 m.为获得塑性区体积、竖向最大位移、安全率等指标随破顶厚度变化规律,对不同厚度破顶层的稳定性进行数值分析.研究表明,破顶厚度由5 m减至4 m时,塑性区由部分贯通发展至完全贯通,安全指标突变至不利状态,与力学计算结果相印证.参考类似矿山安全系数取值,确定试验采场安全破顶厚度为6~7 m.实际爆破中,预留破顶层(厚约6.5 m)始终稳定,表明研究结果与实际情况的吻合度较好.     

用工艺巷深孔爆破法改善综放开采中顶煤的冒放性

改善顶煤冒放性是综放开采急需解决的关键技术之一,顶煤冒放性与煤体裂隙发育程度有着很大的联系。工艺巷深孔爆破就是利用爆破产出裂隙,在不影响采煤机正常割煤、不会对支架造成威胁的情况下改善顶煤的冒放性。主要介绍了工艺巷深孔爆破参数的确定及其在现场的应用。     

服役经历对7N01铝合金断裂力学性能的影响

材料在服役过程中的可靠性和耐久性是结构安全评估的基础,针对某型高速列车上服役多年的7N01铝合金材料,进行实验室空气环境下断裂力学性能参数测试,并分析服役前后疲劳裂纹扩展行为差异.结果表明:服役经历促使材料的各项断裂力学性能退化,呈规律性下降趋势;服役材料稳态疲劳裂纹扩展阶段da/d N-ΔK关系曲线呈折线现象,分段拟合方法能够精确描述其疲劳裂纹扩展行为.微观形貌的结果显示:服役后7N01铝合金的疲劳裂纹早期扩展区、稳定扩展区和快速断裂区的断裂表面依次为脆性断裂特征、塑性疲劳条带和脆性疲劳条带混合模式及沿晶和穿晶的混合断裂形貌.     

深孔松动爆破切顶在保护层开采中的技术实践

深孔松动爆破可以增加煤层透气性系数、缓慢排放煤体瓦斯、降低瓦斯压力和瓦斯含量,从而降低了煤体瓦斯压缩内能,提高了煤体的机械强度,达到减弱或消除煤与瓦斯突出危险的目的。同时有利于使煤体原集中应力带及高压瓦斯带移向煤体深部,即增加卸压带的宽度,减少瓦斯抽放时间,从而提高工作面回采速度。对于松动控制卸压爆破,在爆破孔周围布置了不装炸药的控制孔,控制孔在爆破过程中起到控制爆破方向与补偿爆破裂缝空间作用。由于控制孔的控制导向作用,结果是在介质内部的炮孔周围产生一柱状的压缩粉碎圈和一沿爆破孔与控制孔连心线方向的贯穿爆破裂缝面。控制孔的存在相当于在爆破孔周围增加了辅助自由面,相对缩小了爆破抵抗线的长度,使爆破更有利于形成更大范围的破碎圈带和松动圈带。松动控制卸压爆破可以极大地破坏了煤岩体的整体性,可以消除回采过程中大跨度悬顶悬露以及回转下沉对沿空留巷围岩的影响,同时提高被保护层煤层的透气性,提高抽采钻孔的预抽率,有效地释放地应力,消除煤与瓦斯突出危险性。十二矿作为埋深达千米的矿井之一,在己15-31010工作面采取了该防突措施后,大大提高了抽采钻孔的预抽率,使瓦斯应力和地应力得以提前释放,有效地防治煤与瓦斯突出和冲击地压,并成功优化了留巷区域应力场,确保了保护层开采的正常安全进行。     

放顶煤工作面顶煤介质状态分析

本文根据现场实测、相似模拟实验和有限元计算结果,对放顶煤工作面推进过程中,顶煤移动变形规律和介质状态转化机制进行了综合分析研究;论述了顶煤介质状态转化对工作面支架的作用,不同强度顶煤在工作面控顶区上方的性态分布和放顶煤线处的垮落特点;提出了适应顶煤介质状态转变的支架结构形式及力学特性,不同顶煤条件下的放顶煤方案。     

两条等长共线裂纹尖端塑性区扩展理论研究

采用Kachanov法基本思想求解2条等长共线裂纹相互作用下裂纹的应力强度因子,分别基于Mises屈服准则和D-P屈服准则推导了裂纹尖端塑性区半径的表达式,并求得裂纹相互作用下塑性区半径的扩大倍数,其值为2条裂纹相互作用下的应力强度因子与单裂纹状态下应力强度因子比值的平方。在此基础上,分析了裂纹间距对塑性区扩展的影响。研究发现,同一裂纹倾角下裂纹间距与裂纹长度比值越小,2条裂纹尖端的塑性区半径越大,裂纹尖端塑性区扩展速度越快,直至塑性区发生接触,且不同的裂纹倾角,裂纹尖端塑性区发生接触的条件不同。     

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...     

单向压应力对砂岩漏斗爆破过程的影响

针对深部高应力条件下岩石爆破问题,开展不同单向压应力条件下的砂岩漏斗爆破实验,研究了静应力对漏斗爆破过程中裂纹网形成与扩展的影响.提出了爆破漏斗破坏分区的概念,即块状破坏区、过渡区、片状剥落区.分别分析了静应力对爆破漏斗三个破坏区的影响,进而阐明了不同静应力条件下岩石爆破破坏的特征.结果表明:静应力促进平行其自身方向裂纹的形成,抑制垂直其自身方向裂纹的形成,进而改变了裂纹网的形态;静应力促进平行其自身方向爆破漏斗破坏区的形成,对片状剥落区的影响最大,块状破坏区与过渡区次之,对垂直其自身方向的破坏区影响较小;当应力强度比达到0.15时,需要考虑静应力对爆破效果的影响.