露天转地下采矿隔离层研究

 隔离层是确保露天转地下安全开采的关键,为确定姑山铁矿安全隔离层厚度,运用Ansys有限元分析软件进行数值模拟.首先对相同跨度(27.5m)不同隔离矿柱厚度与采空区高度的规则采空区进行数值模拟,优选采空区控顶高度为16m.对不同跨度和不同隔离矿柱厚度进行数值模拟,得到了不同跨度下的安全隔离层厚度.选择5种具有代表性的理论计算方法计算隔离层的安全厚度,其结果与数值模拟结果趋于相同.最后结合理论计算结果,给出各个跨度下的安全隔离层厚度.以姑山铁矿为例,推荐其露天转地下开采的隔离层厚度为18m.     

采空区群蠕变突变三维力学模型构建及稳定性精确预测

针对双向分层条式充填采矿法空区群特点,系统地构建顶板和矿柱为一体的三维空间力学模型,引入弹性力学和结构力学相关理论,推导出3种边界条件下顶板中心下沉挠度的曲线方程。综合运用突变和蠕变理论,从能量转化角度阐明采空区群突变机理,建立采空区群系统突变失稳计算流程,导出采空区群顶板蠕变微分方程,实现对采空区群突变失稳规律和稳定时限的精确预测,通过实例计算和数值模拟分析,验证其有效性。此外,全面分析影响采空区群稳定性的主控因子,并得出影响因子的影响程度。通过调节影响因子参数,可预测控制采空区群稳定性,选择最佳充填时机,优化采场结构参数。研究结果表明:采空区群系统稳定性与矿柱支撑面积率、矿柱峰值抗压强度、矿柱弹性模量呈正相关,与顶板均布荷载呈负相关;当顶板-矿柱系统处在固支模式时,采场参数对系统稳定性影响最显著;当采场参数足够大时,固支模型和简支模型对系统稳定性影响差距不明显。     

对称协同开采人工矿柱失稳的突变理论分析

根据材料力学理论,建立顶板-人工矿柱协同作用力学模型;通过分析组合结构的变形协调机制,推导人工矿柱压缩量关系式;基于突变理论,构建人工矿柱突发失稳的尖点突变模型,导出失稳的充要条件力学判据表达式。研究结果表明:人工矿柱突发失稳与刚度比k、介质均匀性系数m具有密切相关性;改变人工矿柱的力学参数和几何参数,可在一定程度上调控顶板的稳定性,这可为采空区应力环境再造和人工矿柱的科学设计提供基本力学依据。     

破碎围岩条件下采场留存矿柱稳定性分析

采用岩体分级方法(RMR法)、Q系统和地质强度(GSI)指标对矿岩进行了工程地质评价,并通过扩展后的Hoek--Brown节理强度准则进行岩体力学参数确定.根据白羊矿段矿柱布置形式,推导出矿柱荷载公式,并确定了矿柱强度计算参数.针对井下矿柱主要破坏形式分别进行失稳机理分析.将正交设计法引入采场结构参数优化分析中,对各开采方案进行了三维数值模拟.运用正交极差分析法对矿柱稳定性影响因素敏感度进行评价.实践结果表明:采场高度控制在3.5～4.5 m,矿房宽度取值不大于5 m,矿柱直径不小于3.5 m留存矿柱稳定性基本能得到保障.     

地震对软弱夹层边坡稳定性影响数值模拟研究

借助有限元模拟软件,对有无软弱夹层的两种岩质边坡进行计算比较,分析两种边坡变形位置和破坏程度的差异;通过对多不同厚度软弱夹层岩质边坡数值模拟计算,研究软弱夹层厚度、倾角对边坡稳定性的影响;探讨结构面倾角与边坡稳定的关系,进而提出一定条件下采用结构面倾角作为边坡稳定性判据的思想.     

硬岩矿柱纵向劈裂失稳突变理论分析

应用断裂力学理论讨论硬岩矿柱初始裂纹在上覆岩层作用下贯通形成层状结构的机理, 指出裂纹间相互作用引起裂纹的失稳扩展, 从而相互连接形成层状结构. 在此基础上, 应用能量原理及突变理论推导矿柱失稳的临界载荷及临界应力, 提出矿柱发生失稳的屈曲模型. 研究结果表明： 矿柱发生失稳与分裂岩层的屈曲破坏有关;而岩层的屈曲除与岩石的材料参数有关外, 还与分裂后的厚度即裂纹的分布有关;算例计算值与实际经验值相一致, 可为合理安排开采顺序、布置采场等提供依据.     

软弱夹层参数对岩质边坡稳定性及锚固影响研究

运用FLAC~(3D)有限差分软件建立了含软弱夹层顺倾层状锚固岩体边坡计算模型,并利用改进的cable单元建模获取了锚固界面即砂浆-岩体界面和锚杆-砂浆界面上的剪应力,研究了地震作用下软弱夹层参数(数量、间距、厚度、倾角)对边坡锚固界面剪应力和边坡稳定性的影响.研究表明:随着软弱夹层参数的变化,边坡主破坏面位置不变,主要的破坏模式分为沿着主软弱夹层的整体性倾倒-滑移破坏和层间错动倾倒-滑移破坏.因两锚固界面的极限粘结强度不同,砂浆-岩体界面脱粘程度更大,这与工程实际相符合.锚固界面剪应力峰值和坡面永久位移随软弱夹层数量、厚度的增大而增大,随软弱夹层间距、倾角的增大而减小.该研究对相关工程有重要参考意义.     

层状岩体沿原生结构面滑移的稳定分析

在人工建造的岩石工程周围,岩体往往沿天然弱面滑移或脱离,使应力、位移不连续.采用传统的弹塑性力学研究这种破裂、失稳现象,有很大的局限性.对非连续体进行了力学研究,计算了巷道支架上的荷载与岩层结构的关系,以及采空区上方岩体的移动与岩层结构的关系,计算结果符合实际.     

具有不同倾角层状结构面岩体中隧道稳定性数值分析

通过引入细观层次的微元体,采用损伤力学和统计理论的单元本构模型,利用岩石破裂过程分析软件RFPA(realisticfailureprocessanalysis),对具有不同倾角层状软弱结构面岩体中隧道的变形破坏特征、隧道周边关键部位的位移进行了分析·结果表明,层状结构面倾角大小对围岩的破坏失稳模式有显著的影响·随结构面倾角的增大,隧道周边应力分布的非对称性逐渐增强,从而造成了破坏模式的非对称性·结构面倾角增大对边墙的受力有不利影响·这对于进一步深入理解具有软弱结构面中隧道破坏失稳机理并采取有效的加固措施等具有理论和实践意义·     

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。     

近距离煤层下行跨煤柱开采巷道的合理布局

为了探究遗留区段煤柱对下伏回采巷道布局的影响，以煤峪口矿为工程背景，通过最大主应力集中系数判别底板应力增高区，采用理论解析、编程计算、数值模拟的方法，研究了不同开采阶段底板应力增高区的演化特征.结果表明：区段煤柱宽度、埋深、煤柱边缘至峰值区的距离及其垂直应力峰值控制着应力增高区的发育，采空区应力恢复特征对应力增高区的影响可以忽略；对比各模拟方案中煤柱-巷道错距与应力增高区对下煤层的影响范围峰值，并结合采空区应力逐渐恢复及工作面矿压显现的区域化特征，认为煤柱-巷道错距10～15 m为优选区间.选择12 m错距进行工业试验，取得了良好效果.     

长壁开采煤柱支承压力及塑性区分布规律

为了研究长壁开采采面面间煤柱支承压力与塑性区分布规律,采用理论推导、数值模拟、现场监测的方法,通过考虑采空区上覆岩土体自重荷载作用下煤岩体的成拱效应,推导了临近采空区侧煤柱顶部支承压力计算式,基于所得支承压力对煤柱进行弹塑性分析,建立临界状态下煤柱弹塑性微分方程并求解,给出了煤柱塑性区计算式.根据玉华煤矿2410工作面工程地质条件,采用ANSYS对不同采深(500～600 m)与采空区宽度(160～280 m)的煤柱塑性区分布规律进行模拟研究,将数值模拟与理论所揭示的规律进行对比,研究理论适应范围;为验证理论的可靠性,进一步对玉华煤矿2410工作面回风巷道煤柱塑性区进行监测,并将监测结果与理论计算结果对比.结果表明:数值模拟揭示的煤柱塑性区分布规律与理论反映出的规律一致,同时发现在大采宽条件下计算出的煤柱最大塑性区宽度与模拟结果吻合度较高.现场监测结果进一步验证了计算理论的可靠性.研究结果给出了大采宽下长壁开采时综采工作面面间煤柱顶部支承压力分布以及最大塑性区宽度计算式,可为煤柱设计提供依据.     

有限土体主动土压力计算方法探讨

基于库伦理论的平面滑裂面假设及极限平衡理论,假定有限土体水平,支护结构垂直,再依据有限土体的宽度b₀(支护结构与已有建筑的距离)与三角滑动楔体之间的宽度b之间的相对关系推导了改进的主动土压力计算公式.分析外摩擦角和支护结构与土体之间的黏着力对滑动土体破裂角以及主动土压力的影响,并提出广义主动土压力系数观点.通过算例对比,结果表明本次提出的计算公式更接近实际,考虑外摩擦角和黏着力的作用有利于节约成本.     

球团竖炉结构参数影响炉内气体流动的数值模拟

运用气固填料床动力学理论建立了球团竖炉料层内气体流动的数学模型，确立了数学模型的边界条件.运用手编程模拟研究炉内气体流动的基本规律，进而探讨竖炉结构参数对炉内气体流动的影响.结果表明:结构参数中，导风墙宽度、焙烧带宽度以及预热焙烧带高度是影响炉内气体流动的主要因素.导风墙宽度和预热焙烧带高度的增加，以及焙烧带宽度的减小会导致冷却风上行趋势减小，焙烧风下行趋势增大.同时，导风墙宽度、预热焙烧带高度以及焙烧带宽度的改变也会导致竖炉内焙烧风与冷却风之比发生改变，即流入风量比发生改变，而流入风量比是决定炉内气体流动的最主要因素.     

窄煤柱沿空掘巷煤柱稳定核区理论研究

阐述了窄煤柱沿空掘巷的实质,运用岩层控制理论,提出窄煤柱沿空掘巷煤柱稳定核区概念,并以煤柱稳定核区的大小作为煤柱稳定性的一个判据,同时给出选取窄煤柱合理宽度的数学公式,并辅以数值计算方法对该理论进行验证.模拟结果证明,选取巷道塑性破坏区半径的4倍范围作为沿空掘巷窄煤柱的宽度是合理的.     

急倾斜厚煤层采空区稳定性分析及注浆治理效果评价

以某急倾斜厚煤层采空区为对象.首先,通过数值模拟软件进行空区形成模拟,分析最大主应力与竖向位移特征,结合实测数据评价模拟的符合性.结果表明:空区上覆岩层偏向下山煤柱处、上山煤柱偏向下伏岩层处、上覆岩层与上山煤柱交汇处随着集中应力的减小而初期破坏减弱;空区下伏岩层偏向上山煤柱处、下山煤柱与下伏岩层交汇处、下山煤柱偏向上覆岩层处随着应力的增大而初期破坏增强;地表模拟与实际沉降量高度吻合,可以反映空区围岩实际情况.其次,进行空区煤柱失稳模拟,分析并评价围岩的稳定性.表明空区场地最大剩余沉降量为0.3～0.9 m,能破环建筑地基,空区围岩处于失稳状态.最后,模拟空区注浆充填治理,结合现场监测数据评价治理效果.表明现场与模拟监测点最终竖向位移差值在-2.3～8 mm范围,两者基本一致,注浆治理效果显著.可见注浆充填法能有效治理当地类似急倾斜厚煤层采空区失稳问题.     

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.     

基于块体理论的围岩稳定性分析及数值模拟研究

岩体的完整性及节理裂隙的发育程度是影响围岩稳定性的主要因素。潜在失稳块体将引起围岩掉块、剥落、滑移甚至坍方等失稳现象。以小三岔口隧道为依托,基于块体理论研究,借助围岩结构分析和数值模拟相结合的方法,从岩体结构特征入手,定位隧道开挖潜在失稳区域,寻找可动块体,确定关键块体,深入分析围岩失稳变形模式,揭示无支护条件下围岩的变形、受力特征并提出针对性施工建议。研究结果显示:岩体节理裂隙发育、节理面相互切割成不利组合和岩块结构面结合性差是围岩失稳的根本原因;关键块体的运动是造成围岩失稳的直接原因。     

五盂高速公路顺层岩质边坡变形破坏模型试验

为揭示开挖和降雨对顺层岩质边坡稳定性的影响,以山西五盂高速公路顺层岩质边坡为对象,通过大型物理模型试验研究了含软弱结构面顺层岩质边坡在开挖及降雨条件下的变形机理.研究结果表明:降雨条件下,含单层软弱结构面边坡主要表现为沿软弱结构面的多级牵引式滑动破坏;含双层软弱结构面顺层岩质边坡滑动破坏受降雨的诱发作用更为明显,其中软弱结构面作用主要表现为两方面,一方面为雨水对结构面本身的软化使其强度降低从而形成滑带,另一方面为软弱结构面的存在减弱了雨水向下层岩体的入渗,导致其上覆岩体迅速饱和,强度急剧降低,上覆破碎岩体沿滑动面发生大规模的整体破坏.可见强降雨是此类边坡破坏的主要诱发因素也是重要的致灾因素.     

综放沿空异形煤柱留巷系统力学场演化规律

研究了不同煤柱宽度时综放沿空异形煤柱锚网支护留巷系统围岩应力分布和破坏特征. 揭示了煤体边缘水平应力和垂直应力峰值不耦合的规律以及巷道顶板应力峰值随煤柱宽度不同而演化的轨迹. 深入探讨了综放沿空留巷岩石力学系统的控制变量,并根据控制变量的取值对系统稳定性区域进行了划分,对不同煤柱宽度时的巷道系统稳定性进行了综合分析和评价,对综放沿空留巷合理护巷煤柱宽度提出了建议. 提出并实施了"以加固沿空异形煤柱为主、悬承锚网支护留巷圈为辅"的综合控制技术.