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。     

基于强度折减法的地下采场稳定性分析

以玲珑金矿东风矿区的阶段矿房法试验矿房采切为工程实例,采用强度折减法和具有拉剪破坏分析功能的FLAC程序,对矿房的稳定性进行分析.通过不断折减岩体材料的力学强度参数,使围岩塑性区接续扩展,直至采场发生破坏,此时的折减系数即为安全系数.计算结果表明,采场被切割后结构复杂,单纯根据塑性区范围大小或等效塑性应变贯通作为采场整...     

基于强度折减与ANN-GA模型的采场结构参数优化

为了得到合理的采场结构参数,对采场矿柱进行强度折减,采用矿柱塑性破坏区贯通作为相邻采场整体失稳的判据,参照类似矿山,确定采场结构参数选取范围,并结合FLAC3D数值分析软件得出选取范围内的数组参数组合下的安全系数,将所得安全系数作为BP神经网络的训练样本拟合各组合参数与安全系数之间的非线性关系.根据矿山工程实际情况,确定遗传算法适应度函数,从而搜索出选取范围内适应度函数的最优解以及最优解所对应的参数组合.结果表明:以某一铜矿为例,运用该方法求得最优解为0.2,对应的参数组合为:控顶高度7m,矿房跨度12m,矿柱宽6m.大大减少了数值模拟工作量.     

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。     

无底柱深孔后退式崩矿法采场结构参数优化

为实现某铅锌矿山无底柱深孔后退式崩矿法安全高效开采,开展采场结构参数优化研究.实测-650 m中段原岩应力,运用Surpac-FLAC3D模型生成技术构建数值分析模型,进而采用多元应力回归方法反演初始地应力场.通过弹性力学小薄板理论分析得到顶板稳定性随采场结构参数的变化关系,结合实际采准条件,提出采场结构参数初选方案.基于反演地应力场,进行初选方案开采数值分析,获得各方案力学响应指标.引入多目标理想点法决策,考虑安全和经济指标,计算方案评价指标集与理想解的向量近似度,优化确定该矿无底柱深孔后退式崩矿法采场结构参数为矿房采场宽10 m,矿柱采场宽8 m.     

硬岩矿深部开采过渡区厚度优选与数值分析

针对某铁矿进入深部开采过程中采场出现的地压问题,优化并选取了合理的采场参数.考虑到矿体中存在软弱夹层,会对过渡区的稳定性造成影响,通过极限平衡法,决定采用8.5,10及12 m厚度的过渡区以备选用,运用大型数值分析软件FLAC 3D进行三维数值模拟,对其稳定性进行对比分析.结果表明,随着厚度的增加,过渡区中应力集中现象越来越小,在开挖过程中,顶板位移也随着厚度的增加而减小,仅12 m厚过渡区的塑性区没有贯通.所以留设12 m过渡区可保证采场的稳定,满足过渡期间安全生产的要求,为矿山的安全平稳过渡生产提供依据.     

老顶给定变形下综放沿空掘巷合理定位分析

通过现场观测和理论分析认为,综放工作面采空侧煤体受到老顶以给定变形作用,在煤体边缘形成一定宽度的塑性区.塑性区的宽度与老顶的活动规律、煤层和直接顶的厚度、力学特性有关,运用模尔库仑准则建立了计算塑性区宽度的力学模型,提出了综放沿空掘巷的定位方法,并用于工程实践.图4,表1,参6.     

诱导顶板崩落时变力学模型的建立与应用

运用时变力学理论,针对大厂铜坑矿顶板诱导崩落试验采场的地质特征,建立有限元基本方程和时变力学模型,采用多步骤开挖的准时变力学有限元方法,模拟不同顶板诱导失稳崩落模式下的塑性区发展、东西预裂硐室与崩顶硐室的安全系数,对比研究确定顶板诱导可控失稳崩落的诱导模式,即先预裂爆破后切顶诱导崩落,其塑性区主要控制在东西两条预裂缝之间,垂直向达到顶板上方58m处,最小安全系数为1.1。采用数字式全景钻孔摄像技术,对铜坑矿顶板诱导崩落实验采场的顶板围岩诱导效果进行可视化监测。发现生成20～40mm宽的预裂缝,在顶板围岩中出现大量"X"型次生裂隙。实践结果表明,该模式可以有效地实施顶板的诱导可控失稳崩落。     

露天转地下开采方案优化及边坡稳定性分析

以孟家堡铁矿露天转地下开采的实际情况为工程背景,利用强度折减法和FLAC3D数值模拟方法,以塑性区贯通、计算不收敛及位移突变为失稳判据计算边坡安全系数,确定潜在滑移面,分析静态及开采扰动下的边坡稳定性;根据随采深下降的边坡破坏规律,对开采方案进行优化.分析结果表明,无开采扰动下边坡安全系数为194,满足稳定性要求;不留境界矿柱的无底柱分段崩落法地下回采过程中,覆盖层厚度要达到25m,其起到吸收并转移应力和减缓边坡能量耗散速度的作用.     

基于松动圈理论的充填体下巷道顶板安全厚度和支护方式

 为安全高效回采冬瓜山铜矿盘区隔离矿柱,在充分利用矿山已有巷道工程的前提下,仍需在盘区采场充填体下开挖新的出矿巷道.基于松动圈理论,利用单孔声波检测仪测量巷道围岩松动圈范围,为确定充填体下开挖巷道的顶板安全厚度、选择巷道支护方式提供依据.现场测试表明,冬瓜山铜矿-760和-790m巷道的围岩松动圈为0.8~1.3m.根据圣维南局部效应原理,结合工程技术人员的实际经验,最终确定采场充填体下新开挖出矿巷道的顶板安全厚度为4m.此外,通过松动圈测定和工程借鉴,确定新开挖巷道支护采用喷锚支护,局部破碎地方采用喷锚网联合支护,经理论计算和现场实测,总结出新开挖出矿巷道顶板锚杆长度选取2.2m、锚杆网度选取1.0m×1.0m时,能够安全经济地控制巷道松动圈.     

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...     

基于组合赋权法的煤层顶板突水危险性评价

传统的富水性评价中往往采用单一的赋权方法,为准确评价煤层顶板直接充水含水层的突水危险性,提出了一种组合赋权法.首先,在充分分析矿井水文地质资料的基础上,选取岩芯采取率、渗透系数、含水层厚度、脆塑性岩厚度比、砂泥岩互层特征作为富水性评价指标,通过拉格朗日乘子法将层次分析法与熵权法得到的各评价指标权重进行优化组合,得到其组...     

基于弹性地基梁理论的端面顶板稳定性分析

端面冒顶一直是影响工作面安全高效开采的一大技术难题。本文采用弹性地基梁理论建立了端面顶板挠度微分方程,并运用PHASE 2D有限元软件建立了端面顶板稳定性数值模型,获得了煤层埋深、支架刚度、煤体刚度等因素对充填开采工作面端面顶板稳定性的影响。研究结果表明：（1）采深越大或液压支架刚度越小,端面顶板下沉越明显;煤层地基系数或顶板弹性模量增大时,端面顶板下沉有所减小,但影响较为有限;从可行性考虑,提高液压支架刚度,可以有效控制工作面顶板变形,降低端面冒顶及煤壁片帮的风险。（2）煤层埋深从200 m增加至250 m、300 m时,工作面前方塑性区宽度及支承压力显著增大,直接顶最大下沉量分别为61 mm、78 mm、96 mm。（3）煤层弹性模量从2 500 MPa增大至3 500 MPa、4 500 MPa时,工作面前方支承压力峰值略微增大,工作面前方煤体塑性区宽度也略微增大;直接顶下沉量略微减小。（4）现场观测表明,充填开采条件下支架阻力较小,工作面区域矿压显现不明显,顶板下沉得到有效控制。     

圆形巷道围岩破坏机制解析及静动耦合响应力学行为

非等压圆形巷道围岩塑性区相关问题是影响围岩破坏失稳的重要因素。首先,基于Mohr-Coulomb破坏准则,分析非等压圆形巷道围岩塑性区边界条件,探究侧压系数对塑性区形成的影响机制。此外,利用ANSYS/LS-DYNA仿真平台对不同侧压系数下的巷道围岩力学行为进行静动载荷耦合响应数值模拟。结果表明：侧压系数的增大显著改变围岩有效应力的分布特征。有效应力场的分布特性与塑性区边界理论解具有一定的吻合性。不同侧压系数的应力场作用时,巷道围岩的变形具有显著的差异性,随着侧压系数的增大,围岩发生较大的非均匀性变形。静动耦合作用下顶板和底板的围岩破坏区域显著增加,但两帮围岩的破坏面积有减小的趋势。     

热力耦合作用下圆形水工隧洞围岩弹塑性解析解

为研究圆形水工隧洞围岩弹塑性区受力特点,基于Mogi-Coulomb强度准则和弹塑性理论,考虑温度和衬砌结构的影响,推导热力耦合作用下水工隧洞围岩应力、洞壁位移和围岩塑性区半径的解析解。依托新疆某高地温水工隧洞工程进行计算分析,对中间主应力系数、温度、混凝土强度、衬砌厚度和围岩应力分布及塑性区半径间的关系展开参数分析。结果表明：温度变化产生的拉应力会使衬砌结构对围岩支反力减小,围岩塑性区半径和洞壁位移有所增大,隧洞岩体稳定性变差;中间主应力系数b对岩体强度影响较大,b=0.5时围岩塑性区半径明显小于不考虑中间主应力时的塑性区半径;提高混凝土强度和增加衬砌厚度在初始阶段都能明显限制围岩塑性区发展,虽后续效果都不佳,但增大衬砌厚度更能限制围岩塑性区发展。     

水平煤层巷道煤帮稳定性分析

为分析煤巷煤帮的稳定性,将巷道顶板视为梁,煤帮弹性区视为弹性基础,煤帮塑性区垂直应力视为作用在梁上的载荷,建立了考虑顶板和煤帮相互作用的煤帮稳定性分析力学模型,应用梁理论和弹塑性极限平衡理论推导了顶板弯曲方程和煤体中的应力表达式,采用数值方法确定煤帮塑性区宽度,根据顶板下沉量估算煤帮的水平位移,从而提出了一种预测煤巷煤帮稳定性的方法,并给出了算例,验证了分析结果的合理性.     

桩基荷载下溶洞顶板安全厚度研究

本文以深圳市龙岗区龙城工业园内某高层建筑桩基下的溶洞顶板为研究对象,运用理论公式和数值模拟方法分别对桩基荷载下溶洞顶板安全厚度进行研究。选取单桩承载力、溶洞洞跨、溶洞形态系数、桩端偏心率作为顶板安全厚度的影响因素,通过数值模拟得到了安全厚度与各单因素之间的影响规律,并综合考虑这些影响因素得到安全厚度的预测模型;在能保证安全的前提下,将预测模型值与理论公式值进行对比,判断出预测模型更合理节约,对岩溶地基高层建筑桩基设计和现场施工有一定的指导意义。