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.     

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。     

岩溶地区桩基特性物理模拟

根据目前灌注桩模拟研究的内容和现状,提出一种利用室内桩基物理模型进行模拟试验的方案;应用相似原理和桩体与溶洞顶板的作用原理,推导了模型与原型的转换关系;通过正交试验,用相似材料对岩溶地区的灰岩岩体特性进行模拟,并选择配方555作为模拟顶板的模拟材料配方,同时把岩溶地区顶板简化为一完整的矩形板,其边界条件为2对边简支,另2对边自由,而把岩溶地区的嵌岩灌注桩简化为只承受竖向荷载的端承桩;在自制的桩基物理模型上,对3个模拟顶板试件进行破坏性静载试验,并得出3个试件的顶板极限荷载-位移曲线.研究结果表明顶板模拟材料的特性接近实际灰岩的破坏特性;当溶洞的跨度为16 m,宽度为10 m时,厚度为4 m的灰岩顶板的极限荷载超过3.7×107 N.     

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.     

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.     

煤层气洞穴完井顶板塌落数值模拟研究

针对我国主要煤层气产区的煤层埋深、煤层厚度、煤层及顶板岩石力学特性,对不同埋深和煤层厚度条件下的裸眼洞穴使用有限差分方法进行了数值模拟.计算结果表明,造成洞穴顶板塌落的主要力学因素是垂直地应力与水平地应力之差,可由侧压系数来描述;顶板破坏形式为洞周剪切破坏;煤层厚度对其影响较小.     

拱形沿空巷道破坏特征与控制技术

针对倾斜厚煤层拱形沿空巷道围岩控制难题,以魏家地煤矿2303工作面运输巷为工程背景,采用数值分析的方法,对其围岩应力分布、变形与破坏规律进行了探讨。结果表明:煤柱内存在水平位移的零分界线,分界线采空区侧煤体破坏形式主要为拉剪混合破坏,另一侧煤体破坏形式主要为剪切破坏,煤柱稳定性差,实体煤帮角应力集中系数高达3. 0且作用范围大,顶板岩体沿弱面发生剪切滑移,压剪破坏严重。提出"两区一让"围岩控制技术:短锚索抑制分界线附近煤柱分离,长锚索抑制煤体沿煤岩接触面剪切滑移,并采用木托盘整体让压,数值分析结果表明顶板下沉量减少40%,煤柱帮移近量减少50%,实体煤帮移近量减少44. 4%,成功应用于控制实践。     

岩溶区分岔隧道底板的安全厚度

基于岩石剪切、冲切破坏的Mohr判据和格里菲斯判据,考虑溶洞平面投影边缘处的弯拉破坏和剪切破坏、中隔墙底部岩层的冲切破坏和剪切破坏破坏模式,分别建立这4种破坏模式下岩溶区分岔隧道底板安全厚度预测公式。采用湖南湘西某高速公路岩溶区分岔隧道岩体的物理力学参数、溶洞半径与形状和隧道埋深等9个因素,分析它们对分岔隧道底板安全厚度的敏感性和影响规律。研究结果表明:由所建立的预测公式所得结果与数值计算结果一致,且底板安全厚度预测公式简单,便于工程实用;底板安全厚度的主要影响因素为岩石黏膜聚力、溶洞跨度、岩石内摩擦角和隧道埋深。     

马兰矿深埋中厚煤层覆岩移动变形规律相似模拟研究

为了研究深埋中厚煤层在开采过程中的覆岩移动变形规律,预测顶板裂隙发育高度,以马兰矿地质资料为背景,利用室内相似模拟试验法,观测10702工作面采动覆岩破坏规律,应用计算机数值模拟软件对相似模拟中导水裂隙带发育高度加以验证。研究表明:由相似模拟试验可知,10702工作面的初次来压步距约为40 m,周期来压步距约为15 m;顶板垮落带发育高度为17.6 m,导水裂隙带发育高度为44.3 m。由计算机数值模拟可知,导水裂隙带发育高度约为45.5 m,与相似模拟试验结果基本吻合。裂隙发育位置的确定,不仅为综采放顶煤的生产安全提供理论依据,同时也为顶板冒落事故及透水事故的防治提供理论支持。     

李家楼煤矿离层水害的成因与防治

在东山煤矿集团李家楼煤矿1202工作面老空区短期突水的水源难以确定的情况下,水文地质条件分析否定了原有的陷落柱突水的认识,顶板导水裂隙带的计算确定了2#煤和上覆7.5 m的03#煤开采造成的顶板的复合破裂形成的导水裂隙带高度小于煤层顶板隔水层的厚度,隔水层与上覆厚层砂岩含水层组合具备了离层空间的形成条件,离层空间的底板的隔水层的完整性没有遭到破坏,大气降水给离层空间的充水具备了存储条件。离层带底板的突然破坏是造成突水的根本原因。离散元数值模拟再现了次生离层空间的形成过程,证实了水文地质条件分析的正确性,为以后的防治水工程指明了方向。     

水平爆破波作用下采空区顶板累积破坏效应分析

采空区上部进行爆破作业时,爆炸应力波产生的水平爆破波将会对采空区顶板及其围岩形成动力加载,采空区顶板及其围岩将会出现累积破坏。当这种累积破坏积累到一定程度时,将导致顶板突发性冒落和塌陷,对采空区上方作业人员和采掘设备构成潜在安全隐患。基于现场实测的水平爆破波速度时程曲线,构建FLAC3D三维数值计算模型,考虑在机械施工设备荷载的影响下对采空区顶板施加水平爆破荷载,揭示水平爆破波作用下的采空区顶板和采空区围岩损伤破坏区域的发展、应力集中程度变化情况,并通过监测点位移变化曲线,揭示了在水平爆破波反复作用下,采空区顶板及采空区围岩的动态变形响应特征和渐进位移累积效应。为保障类似工程的安全施工,提供了理论基础和技术依据。     

复杂充填体下矿体开采安全顶板厚度非线性预测方法

以广西大厂铜坑矿92号矿体的回采为例, 在分析评价传统方法的基础上, 采用数值模拟方法对采场顶板的破坏机制进行模拟, 分析研究顶板安全厚度与各影响因素之间的关系;采用具有高度非线性、自学习、动态处理、联想记忆、容错性等特征的人工神经网络, 在数值模拟的基础上, 建立安全顶板厚度非线性神经网络预测模型. 实际应用结果表明, 顶板安全厚度的预测结果与实际结果很接近.     

上覆不明采空区积水危险性判定技术研究

为确定胜利煤矿10#煤层上部采空区积水范围,保证煤层开采过程中避免受到水害威胁,运用板壳理论和关键层理论,建立胜利矿开采10#煤层采空区覆岩变形破坏的力学分析模型,结合经验公式法和数值模拟方法得出10#煤层各分区的最大导高和底板破裂的最大深度,通过上部采空区积水危险性判定准则,得出开采10#煤时将被上部6#煤层采空区积水影响,而不会受到2#煤层采空区积水的影响,为该矿防治水方案的提出和安全开采具有理论指导意义和实际应用价值.     

沉积型铝土矿采空区矿柱-顶板支撑系统滑移突变失稳分析

基于沉积型铝土矿采空区失稳多为沿结构弱面滑移剪切破坏的特征，借助能量耗散理论和突变理论，构建矿柱-顶板支撑系统滑移突变失稳模型，研究受结构弱面影响的系统失稳机制，分析各内控因素对采空区稳定性的影响.结果表明:采空区突发滑移失稳是由支撑系统的内控因素和外控因素协同作用的结果.外控因素既定条件下，各内控因素敏感度由大到小依次为:采空区跨度b，矿柱宽度a，软弱带厚度B，结构弱面倾角θ，矿柱屈服区宽度c.软弱带厚度B和结构弱面倾角θ的敏感度略小于采空区跨度和矿柱宽度的敏感度，在实际工程中，应密切关注结构弱面因素的影响.晨光铝土矿工程实例验证了计算结果的可靠性.研究成果可为此类矿山采场参数设计提供依据.     

缓倾斜中厚矿体机械化采矿理论与技术

分析了缓倾斜中厚矿体开采过程中, 在地压控制和采场矿石运搬方面存在的困难, 从充分发挥无轨设备的工作效率和回采作业的安全角度出发, 提出"大盘区、小分段"的设计理念;通过数值模拟, 分析了采空区顶板形状对采场稳定性的影响, 强调了优化采空区顶板形状对控制采空区顶板稳定的重要性. 试验结果表明: 在大红山矿区的岩层条件和原岩应力作用下, 采空区的跨度不应大于20 m. 工业试验结果证明, 以上述理论为基础提出的小分段空场开采嗣后尾砂与废石混合充填采矿工艺充分发挥了无轨采掘设备的效率, 保证了采场顶板的稳定, 改善了作业人员的工作条件, 与传统的采矿工艺相比, 生产效率提高了3倍以上.     

急倾斜工作面采空区瓦斯分布规律的相似模拟研究

为了治理新疆苇湖梁煤矿急倾斜大段高综放工作面采空区的瓦斯隐患,在实验室依据几何相似准则,按1∶100比例制作了采场模型,并依据流动相似理论的欧拉相似准数来确定采空区回采工作面风量及工作面两端压差,实验中以高纯氮气作为指标性气体来模拟采空区的瓦斯随工作面变化的情况.针对回采作业的初采阶段、放顶煤阶段以及顶板垮落阶段采空区的空间形态,试验得到采空区内指标性气体在不同位置分布特征.据此分布特征规律,利用Fluent专业计算软件,模拟计算出矿井该回采工作面的瓦斯在采空区里流动分布情况,即在初采阶段采空区浓度为50%的瓦斯分布在工作面上部10m处,在放顶煤阶段这种高浓度瓦斯分布在工作面上部20 m处,而在顶板垮落时,由于漏风而使高浓度瓦斯分布分散化.本研究结果对于现场进行瓦斯防治,特别是进行采空区瓦斯抽采提供了参数依据.图5,表3,参8.     

近距离煤层采空区下回采巷道合理位置的选择

本文以东欢坨煤矿9煤层与12_(-1)煤层近距离煤层开采为研究背景,采用理论分析和FLAC3D数值模拟方法,研究了回采巷道合理位置的选择问题。结果表明:通过理论计算9煤层开采后底板最大破坏深度达到26.6 m,对部分12_(-1)煤层开采造成一定影响;2322工作面回采巷道应布置在应力降低区,距9煤层煤柱边缘水平距离16 m的采空区下,这样对巷道两帮位移及顶板位移影响相对较小。该矿2322工作面的回采实践证明了巷道布置的合理性。     

溶洞上方条形基础地基极限承载力有限元分析

针对岩溶地区典型围岩条件,采用有限元方法对岩溶地区条形基础下溶洞顶板稳定性进行分析计算,得出溶洞顶板跨度、顶板厚度不同时地基的极限承载力;分析了极限承载力与各影响因素之间的关系,给出了溶洞顶板安全厚度的有限元分析结果.研究结果表明:溶洞顶板厚度在一定范围内,当顶板跨度从B增加到4B时,地基极限承载力降低1/3;当跨度一定时,地基极限承载力随溶洞顶板厚度增加而增加;当顶板厚度达到安全厚度时,溶洞对地基极限承载力影响可以不计.     

近距离采空区下大断面巷道顶板稳定分析

近距离采空区下大断面巷道顶板受煤层开采和巷道掘进两次采掘扰动,为研究两次扰动对巷道顶板稳定性的影响,以任楼煤矿Ⅱ8224切眼巷道为工程背景,利用理论分析、数值模拟及现场实测的方法,对采空区卸荷影响深度和巷道采掘扰动特征进行分析。结果表明：采空区卸荷影响深度的理论计算结果、数值模拟计算结果与钻取岩芯分析结果三者一致,受卸荷影响范围内的岩层会向上隆起;采空区下大断面巷道顶板的下沉时间为14d,最大下沉速度仅为15 mm/d。得出结论：采空区卸荷对煤层底板的扰动破坏影响深度为5.2 m;受采空区卸荷影响,巷道顶板下沉时间、下沉速度和下沉量较小。