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.     

基于非线性破坏准则的隧道顶板稳定性分析

利用数值方法建立了隧道计算模型,采用Hoek-Brown准则描述隧道围岩破坏情况,通过厚度折减法,分析了Hoek-Brown准则情况下,隧道开挖的顶板稳定性.得出结论:①随着隧道跨度的增大,安全顶板厚度也逐渐增大,二者关系符合线性特征;②隧道围岩开挖后,大部分处于受压状态,仅在隧道正上方局部位置存在拉应力区域:随着隧道跨度的增大,顶部围岩所承受的拉应力逐渐增大;③跨度较小时.隧道顶板和边墙主要发生剪切破坏,破坏范围呈现以隧道为中心向外扩散的翼型形状;随着跨度的增大,此范围出现部分拉剪破坏区域.     

地震液化区分布范围对地面大位移的影响

应用稳态强度理论和动力有效应力分析方法,对液化后地面大位移进行数值计算,以研究液化区分布范围对地面大位移的影响。结果表明：当液化区可动用的残余强度较大时,液化区范围变化对地面位移影响不大,亦即此时一般不发生地面大位移破坏。当液化区可动用的残余强度较小时,随液化区范围增大,地面位移增大呈现三个阶段：初始阶段（小位移阶段）,随液化区厚度增加位移缓慢地增加,在几个cm量级内变化;过渡阶段,随液化区厚度增加位移急剧增加,从几个cm量级快速增至m量级;稳定阶段（大位移阶段）,随液化区厚度增加位移缓慢增加。当土体发生局部液化时,也能产生地面大位移破坏,但当局部液化区处于地下土层一定埋深时,基于不产生地面大位移的破坏。     

地下开挖围岩应力响应的数值分析

为了研究顶板自然崩落规律的应力响应,采用数值计算方法建立三维矿体模型,对工程开挖情况进行模拟计算,分析开挖过程中围岩应力的变化情况.结果显示:当采场进行拉底开挖后,围岩应力发生重分布,最大主应力在空区四周附近集中分布;在空区的周围存在应力松弛的区域,随着开挖面积的不断扩大,空区周围的应力松弛区不断扩大,竖向应力的应力减小区扩展到采场的整个顶板,水平应力的小应力区出现在空区顶板中央,且对称分布;在拉底面积达到一定值后,在拉底顶板中心位置将出现大范围的拉应力区;破坏首先从拉底区上部中间开始,呈拱形向上发展.     

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。     

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.     

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。     

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。     

基于实测的复杂采空区稳定性分析

结合某铁矿采空区的实际情况,采用空区三维激光探测系统对采空区进行了探测,准确掌握了采空区的三维形态和空间位置,为采空区稳定性数值模拟分析奠定了基础.并运用3DMine软件建立采空区三维模型和矿区地学三维模型,提出采用数据转换的耦合模式将3DMine与Flac3D耦合构建数值计算模型进行数值模拟计算,根据模拟计算结果对采空区的围岩稳定性进行了分析,结果表明,矿体被开挖以后,由于围岩应力重分布,空区顶板及侧壁围岩处于较明显的拉应力状态,空区围岩位移以顶板Z向位移为主,矿柱侧向位移不明显,但空区围岩的塑性分布范围较广,主要集中在空区的顶板及底板,而矿柱顶部的塑性分布将会导致矿柱塑性变形失稳,对所测采空区的稳定性产生很大的影响.     

水平应力与裂隙密度对顶板安全厚度的影响

将地下空区顶板视为梁模型,采用结构稳定理论,建立水平应力与地下空区项板安全厚度之间的关系;以裂隙张量为基础,将岩体中的裂隙看作初始损伤,对含随机分布裂隙的顶板岩体进行分析,推求裂隙岩体的等效变形模量和等效泊松比,从而建立地下空区项板厚度与岩体裂隙密度之间的关系,并探讨水平应力与岩体裂隙密度对地下空区顶板厚度的影响.研究结果表明:地下空区顶板厚度与水平应力及岩体裂隙密度具有较大的相关性,最小安全厚度随着水平应力的增大而增大,当水平应力由0 MPa增加到15 MPa时,对安全厚度的影响较大;当水平应力大于15 MPa时,随着水平应力的增大,安全厚度的增加幅度较小;最小安全厚度随着岩体裂隙密度的增大而增大,安全厚度与裂隙密度近似呈直线关系.