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.     

干堆排尾对露天坑坑下采场稳定性的影响

针对铜绿山露天转地下矿山利用露天坑干堆尾砂技术,采用FLAC3D数值软件,运用强度折减法及拟合函数位移突变特征法,对露天坑尾砂堆积过程进行破坏判定及稳定性安全系数求解,从而分析露天坑排尾的可行性。研究结果表明:当尾砂堆高h=0 m时,最优境界顶柱高度H=20 m,可允许的采场跨度D34 m,主要破坏形式是空区顶板两端剪切破坏;当h0 m和D30 m时,采场有垮塌现象,露天坑台阶塑性区明显;当h160 m时,空区塑性区面积及顶板位移迅速增大,堆积对空区的破坏程度大为增加,采场的合理跨度进一步减小。     

考虑摩擦效应的薄层状岩体矿柱稳定性可靠度分析

为了更真实描述薄层状岩体顶板—矿柱系统的力学行为,提出了考虑岩层界面间摩擦效应的假定。基于提出的假定模型,得到了依据虚功原理建立的以位移为基本未知量的功能函数;借助FLAC~(3D)软件对简化的采场系统进行模拟,在线性假定范围内对比摩擦效应对模型各岩层力学行为的影响,并分析讨论摩擦效应对采场稳定性的影响;提取模拟结果中的位移数据,采用蒙特卡洛可靠度分析方法,计算有摩擦和无摩擦两种模型在不同埋深下最优的矿柱宽度。结果表明:界面摩擦效应对顶板—矿柱系统稳定性存在着不可忽视的影响;在存在摩擦效应的状况下,当矿房跨度为9 m时,50、100、150、200、300 m埋深下最优矿柱宽度为3、4、6、7、9 m,无摩擦模型偏于保守。     

阶段嗣后充填采场结构参数的多目标多属性优化

为确定某金矿阶段嗣后充填采场最优开采参数,采用弹性厚板理论,分析不同跨度下顶柱厚度与最大拉应力的关系;结合矿山实际开采条件,通过中心复合试验设计及数值模拟计算得到不同结构参数下的力学响应;构建最大拉应力、最大压应力和最大竖向位移的二阶响应面模型,研究各响应量之间的关系;通过多目标优化及多属性决策的方法最终实现采场结构参数的综合优化。研究结果表明:顶柱最小厚度为4.00 m;矿柱跨度及顶柱厚度对采场力学响应产生显著影响,采场最优开采尺寸是矿房跨度为29.90m,矿柱跨度为31.40m,顶柱厚度为5.24 m。     

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。     

人工砼柱置换残留矿柱采场结构参数优化

为了安全经济地回收某矿山已充填采场中的残留矿柱,根据矿山特殊的地质条件和残矿资源赋存状况,提出人工砼柱置换残留矿柱的回采方案。运用三维有限元模拟软件MIDAS/GTS建立采矿模型,模拟采矿过程,分析在采矿作业扰动下不同结构参数采场顶板围岩、矿柱和人工砼柱的稳定性,结合经济因素对拟选的5组采场结构参数进行优化选择。研究结果表明,采场最大拉、压应力随人工砼柱尺寸的增大而减小;最大拉应力位于上盘围岩顶板中央,是影响采场整体稳定性的主要因素;模型4最大拉应力0.474 MPa,远小于其抗拉强度1.57 MPa,安全富裕系数大,经济合理。最终确定矿山置换残留矿柱的人工砼柱尺寸为3.5 m×3.5 m。     

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.     

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.     

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.     

深井厚煤层综放沿空掘巷煤柱合理尺寸研究

以山东新河煤矿为研究背景,采用理论分析与计算、数值模拟、现场监测等方法,对深井厚煤层综放面沿空掘巷小煤柱合理尺寸进行研究,建立了深井厚煤层综放面沿空巷道顶板(煤)破断结构模型,计算出上工作面侧向支承压力低应力区范围为13.3m,小煤柱合理尺寸为5~6m;利用FLAC3D模拟上工作面侧向支承压力分布特征及不同宽度煤柱下小煤柱应力分布特征。结果表明:上工作面侧向低应力区范围为14m;一方面,随煤柱宽度增加,具有承载能力的煤柱宽度增大,另一方面,煤柱上方高应力区范围也在增大,仅5m和6m煤柱顶板高应区的范围较小。现场工业实践选择留5~6m煤柱进行掘巷,由巷道表面位移监测结果知,巷道变形满足工作面回风、运输等生产要求。     

倾斜中厚矿体采场宽度优化

采用弹性力学分析得到顶板受力状态与采场宽度的关系,在计算所得采场安全开采最大宽度为12.1 m的基础上,结合矿山实际开采条件,提出采场结构参数初选方案;运用数值分析方法模拟获取不同结构参数下采场的力学响应特征;采用多目标决策理想点法综合考虑安全和经济两大因素,计算各方案评价指标集与理想解的向量相似度,得到各方案的优越度排序,最终实现采场结构参数的综合优化。研究结果表明:在开挖过程中,最大压(拉)应力与矿房宽度和矿柱宽度成正比,塑性区体积与矿房宽度成正比,安全率与矿房宽度成反比;矿房宽为12 m、矿柱宽为8 m的方案为综合考虑安全与经济因素的开采最佳结构参数方案。     

中深孔崩矿阶段嗣后充填法采场结构参数优化

为获得合理采场结构参数,实现山东莱州望儿山金矿中深孔阶段崩矿嗣后充填法的安全高效开采,采用弹性薄板理论,分析不同跨度下顶板应力与厚度的关系,确定合理的开采参数范围;结合矿山实际开采条件,通过中心复合试验设计,采用数值模拟计算得到不同结构参数下的力学响应;基于二阶响应面法建立最大拉应力、最大压应力和竖向最大位移的回归模型;将回归模型作为目标函数,采用遗传算法进行多目标优化,获得Pareto最优解集。研究结果表明:根据工程实际需要,矿房跨度为26.0 m、矿柱跨度为28.0 m及顶板厚度为6.7 m为开采最佳结构参数。     

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.     

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。     

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.     

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.     

大倾角煤层长壁开采顶板结构时空演化特征

为了明确大倾角煤层走向长壁开采顶板结构时空演化规律,采用物理相似模拟、数值模拟、现场实测综合互馈的研究手段,对采空区矸石的非均匀充填特征、顶板结构空间展布形态、围岩主应力大小渐变与方向偏转的演化过程和支架工作阻力的区域性特征进行研究。结果表明：随着推进距离的不断增大,底板上矸石堆积范围增大,在支架后方采空区开始往复出现倒三角的临空面;在深部采空区,矸石堆砌与水平面之间夹角沿倾向下部至上部不断减小;顶板位移呈现出“增大-稳定”的演化趋势,峰值位置由工作面倾向中上部区域向倾向中部迁移;顶板应力传递拱壳呈典型的非对称分布特征,拱壳内部岩体受力状态由双向受压转为单、双向受拉,主应力方向由x轴正向转为负向;顶板变形破坏的非对称性使得工作面支架工作阻力呈现倾向中上部较大、离散程度高,倾向中下部较小、离散程度低的区域特征。研究结果可为大倾角煤层长壁采场顶板稳定性控制提供一定的参考与指导意义。     

夏楼铁矿采场跨度优选数值模拟研究

根据夏楼铁矿开采技术条件,选取了分段空场嗣后充填采矿法以及12.5 m的分段高度,并初步确定了采场跨度范围.通过采用数值模拟方法,对采场初选的跨度进行研究,从采场顶板应力变化规律进行分析,得到了采场跨度的合理值为12 m.     

基于多方法联合的露天转地下境界矿柱厚度优化

以山东黄金集团归来庄金矿露天转地下工程为依托,基于理论计算、比例跨度法和相似条件类比法等多种方法进行联合分析,确定归来庄金矿露天转地下境界矿柱的最优厚度范围为6~15m.基于FLAC^3D,计算不同厚度境界矿柱条件下,地下开采对境界矿柱和边坡稳定性的影响.结果表明,当境界矿柱厚度小于10m时,地下开挖导致顶板变形量较大,且境界矿柱厚度越小,位移增量越大;当境界矿柱厚度大于10m时,地下开挖导致的顶板变形较小且趋于平稳,10m为境界矿柱厚度的最优值.     

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.